Добыча полезных ископаемых подземным способом

Не допускается пребывания в шахте лиц не соответствующих общим требованиям промышленной безопасности, без специальные одежды, специальной обуви, необходимых средств защиты и других защитных средств, предусмотренных к обязательному пользованию и применению в конкретных условиях ведения подземных горных работ.

Не допускается спуск людей в шахту и пребывание их в подземных выработках без производственной необходимости, наряда или разрешения руководителей шахты.

Всем лицам, занятым на подземных работах и посещающим подземные работы, перед спуском в шахты, опасные по газу, взрыву пыли и самовозгоранию полезного ископаемого, выдаются исправные, индивидуально закрепленные изолирующие самоспасатели.

Каждое рабочее место обеспечивается нормальным проветриванием, освещением, средствами для оповещения об аварии, содержится в состоянии полной безопасности и перед началом работ осматривается лицом контроля, которое принимает меры по устранению выявленных нарушений.

После каждого взрывания и проветривания забоя лицо контроля удостоверяется в безопасном состоянии забоя, кровли, боков выработки и крепи, в исправности предохранительных устройств, действии вентиляции, проверяет исправность инструментов, механизмов и приспособлений, требующихся для работы. До возобновления работы принимает меры по созданию безопасных условий труда в забое.

Все открытые вращающиеся и движущиеся части машин, механизмов и установок (муфты, передачи, шкивы и тому подобные) ограждаются.

Не допускаются допуск к работе и пребывание на территории шахты лиц, находящихся в алкогольном, наркотическим или токсикологическом состоянии.

Не допускается проносит табак и курительные принадлежности, курить и пользоваться открытым огнем в подземных выработках шахт, опасных по газу или пыли, надшахтных зданиях и на поверхности шахт на расстоянии менее 3 О м от диффузора вентилятора.

Производство взрывных работ, хранение, транспортирование и учет взрывчатых материалов осуществляется в соответствии с требованиями норм «Правил промышленной безопасности при взрывных работах».

При про ходке столов на случай аварии с подъемом предусматривается подвесная аварийно-спасательная лестница длиной, обеспечивающей размещение на ней одновременно всех рабочих наибольшей по численности смены.

При проходке ствола (шурфа) рабочие, находящиеся в забое, защищается от возможного падения сверху предметов предохранительным полком расположенным вблизи забоя.

Операции с взрывчатыми материалами осуществляется в соответствии с Законом Республики Казахстан «о лицензировании» и на основании разрешений выданных государственными органами:

на хранение ВМ;

на приобретение ВМ;

на перевозку ВМ;

на производство взрывных работ.

Допускается применять взрывчатые материалы, средства механизации взрывных работ, технические устройства, используемые непосредственно при изготовлении ВВ, взрывные и контрольно-измерительные приборы, устройства и аппаратуру для взрывных работ, упаковку для ВМ, допущенные к применению в Республики Казахстан.

. Не допускается применять ВМ с истекшим гарантийным сроком без предварительных испытаний.

Взрывчатые материалы упаковываются и маркируются согласно требованиям отраслевого стандарта изготовителя (ТУ).

При обращении с ВМ соблюдаются меры осторожности, предусмотренные инструкциями (руководствами) по их хранению.

Взрывные работы выполняются взрывниками по письменным нарядам. Без наряда допускается выполнять взрывные работы по ликвидации или предупреждению аварийных ситуаций.

Взрывные работы выполняются взрывниками (мастерами-взрывниками) мужского пола, имеющих допуск к производству взрывных работ и получивших Единую книжку взрывника, мастера-взрывника.

Взрывчатые материалы хранятся в предназначенных для этой цели помещениях и местах, отвечающих установленным требованиям. Хранения ВМ должно исключать их утрату, а условия хранения - порчу.

Не допускается монтировать электровзрывную сеть в направлении от источника тока или включающего ток устройства к заряду. Постоянная взрывная магистраль должна отставать от места взрыва не более чем на 100м.

Горнорудная промышленность является одним из наиболее мощных факторов антропогенного преобразования окружающей среды. Это проявляется, специфика добычи и обогащения руд заключается в извлечении и переработке огромных масс горных пород. Современная технология позволяет использовать лишь небольшую часть извлекаемой массы пород (как правило, рассеиваемых природными миграционными процессами и являющихся источниками загрязнения окружающей среды химическими элементами.

Процесс загрязнения окружающей среды интенсивно проявлены в связи со всеми видами горнодобывающей деятельности. Опасность загрязнения токсичными химическими элементами наиболее велика для территорий добычи рудно-минерального сырья.

Эколого-химические рассматриваются в двух аспектах. Во-первых, с позиции оценки состояния среды горнопромышленных районов и, во-вторых, создания геохимических. основ изучения таких территорий для прогнозирования отрицательного воздействия новых, разведуемых месторождений полезных ископаемых. Второй аспект представляется наиболее важным.

Экологические проблемы, связанные с природными геохимическими аномалиями в горнорудных районах, возникают только в случае сельскохозяйственного, селитебного и водохозяйственного использования территорий.

Настоящая дипломная работа выполнена с учетом требований действующих на территории Республики Казахстан нормативных документов. Необходимо отметить, что в Республике Казахстан на сегодняшний день на многих промышленных предприятиях наблюдается тенденция ухудшения состояния основных компонентов окружающей среды (ОС).

Особое внюлание было уделено построению системы менеджмента окружающей среды потому, что анализ экологических проблем, стоящих перед комбинатом и обществом сегодня, показал, что старый подход к решению экологических проблем, основанный на выполнении мероприятий носящих «разовый» или «дополнительный» характер, исчерпал себя. Сложный комплекс экологических пробr,ем требует системного подхода и выдвижения экологических вопросов в ряд приоритетов при принятии управленческих и технических решений.

Методической основой для выполнения работ по мониторинга служат нормативные документы, принятые в Казахстан.

Наблюдение за качеством атмосферного воздуха в составе производственного мониторинга осуществляется с учетом периодов максимальных и минимальных выбросов (например, для высоких источников загрязнения атмосферы (ИЗ А) максимальный выброс наблюдается зимой, а для низких - летом).

Сеть наблюдательных (контрольных) пунктов на границе санитарно-защитной зоны назначалась в регирезентативных точках зоны влияния выбросов и сбросов таким образом, чтобы учитывать возможное наличие наиболее слабых звеньев геосистемы, способны:< изменяться (деградировать) в первую очередь, а также звеньев, испытываЮЩI1'{наибольшую техногенную нагрузку.

Процессы загрязнен 11Я окружающей среды интенсивно проявлены в связи со всеми видами горнодобывающей деятельности. Опасность загрязнения токсичными химическими элементами наиболее велика для территорий добычи рудно-минерального сырья.

Экологические проблемы, вызванные деятельностью горно-обогатительных комбинатов, обусловлены как составом перерабатываемых руд и горных пород, так и технологией их добычи и обогащения. Это заключается во включении в техногенные миграционные потоки всех основных цепей распространения загрязняющих веществ: воздушной (дробление, обогащение, хранение отходов) и водной). Для горнодобывающих комбинатов с открытой разработкой особенно актуальны щ::облемы, касающиеся воздушной цепи.

В комплекс шахты входит: клетьевой, скиповой, вентиляционный стволы, горизонтальные выработки основного горизонта,

Основными загрязняющими веществами, содержание которых в атмосфере изучается в данной работе, являются пыль неорганическая (с содержанием Si02 до 20 %), оксиды азО"а (NO и N02), оксиды углерода (СО) и трехвалентный хром.

В ходе про ведения экологического мониторинга выполняются контрольные замеры выбросов загрпняющих веществ атмосферу от основных работающих стационарных источников загрязнения атмосферного воздуха предприятий и наблюдения за качественным и количественным составом атмосферного воздуха на промышленных площадках, на границах санитарно-защитных зон и в селитебной зоне.

Все работы проводятся согласно ОНД-90; РНД 52.04.186-89 «Руководство по контролю загрязнения атмосферы». Отбор проб производится в каждой точке трехкратно в соответствии с техническим заданием и требованиями РНД 52.04.186-89.

Проходка шахтного ствола

Выбор и обоснование способа проходки.

Вертикальные стволы относятся к наиболее сложным, дорогостоящим и ответственным объектам шахтного строительства.

В последние годы отраслевые научно-исследовательские и проектноконструкторские институты выполнили значительный комплекс исследований, направленных на интенсификацию и оптимизацию технологии и техники внедрение результатов этих исследований в практику шахтного строительства позволило увеличить уровень механизации бурение шпуров стволовыми бурильными установками до - 89 %, погрузка породы грейферными машинами до - 99,1 %, объем возведения монолитной бетонной крепи в часто ствол шахты выполняют несколько функций одновременно. В этом случае их называют по главной их. Ствол шахты используют для ускорения строительства подземного комплекса горных выработок шахты (рудника). В дальнейшем они могут быть переоборудованы для выполнения одной из функции.

Ствол шахты могут иметь круглую, прямоугольную, криволикую, эллиптическую и прямоугольную с выпуклыми короткими сторонами формы.

Рациональность использования поперечного сечения ствола шахты для размещения подъемных сосудов, лестничного отделения, труб и кабелей характеризуется отношением всей площади сечения ствола к полезной. рационально использовать площадь сечения ствола шахты она имеет ограниченное применение, так как обладает рядом существенных недостатков:

низкой несущей способностыо крепи;

большой трудоемкостью высечки углов, особенно в крепких породах; сложностью обеспечения водонепроницаемости и другие.

Ствол шахты эллиптической, криволикой и прямоугольной С выпуклыми короткими сторонами форм применяют только при реконструкции стволов с заменой деревянной или металлической крепи на монолитную бетонную или железобетонную, когда необходимо сократить объем выемки породы.

Ствол шахты круглой формы поперечного сечения более удобны для организации и механизации проходческих работ, обеспечивают наибольшую устойчивость вмещающего породного массива, лучше противостоят давлению горных пород, более удобны для герметизации крепи. В связи с этим они получили наибольшее распространение в практике шахтного строительства,

несмотря на то, что круглая площадь поперечного сечения используется наиболее нерационально по сравнению с другими формами.

Размеры поперечного сечения ствола шахты определяют графическим методом с учетом площадей, занимаемых подъемными сосудами, лестничным отделением, трубами, армировкой с соблюдением зазоров между ними,

расстрелами и крепью ствола.

Графический найденную площадь поперечного сечения ствола проверяют по условиям проветривания шахты. При этом скорость движения воздушной струи не должна превышать норм, установленных правилами безопасности.

Глубина ствола шахты зависит от глубины разработки полезного ствол шахты по глубине классифицируют на неглубокие - до 300 м, средней глубины 300 -700 м и глубокие - более 700 м.

В горнорудной промышленности глубина стволов изменяется от 200 до 1600 м.

В случае, когда проходческие подъемные установки не обеспечивают проходку ствола на проектную глубину, применяют мощные постоянные в современной практике проектирования шахт (рудников) число и место З3..10жения ствола шахты определяют путем оптимизации проектных решений объекта в целом, включая: мощность предприятия;

способ и схему вскрытия шахтного поля и его частей; системы разработки пластов;

порядок отработки шахтного поля, пластов, панелей, блоков; способ и схемы проветривания шахтного поля и его частей; схемы и средства основного и вспомогательного транспорта;

схема и средства дегазации, кондиционирования, водоотлива, закладочных работ;

схемы и типы подъема по стволам; расстояние между горизонтами; размеры шахтного поля, блока;

число горизонтов и блоков в шахтном поле и одновременной работе и другие.

Определенные в оптимальном варианте места заложения стволов

уточняют с учетом следующих основных факторов:

возможности отчуждения земельного участка для строительства; наличия требуемых размеров санитарно-защитной зоны; горно-геологических и гидрогеологических условий проходки;

защиты ствола шахты от влияния горных работ с минимальной консервацией запасов полезного ископаемого в охранных целиках.

Известны два основных способа проходки ствола шахты - обычный и специальный.

Способ проходки выбирают на основании анализа горно-геологических и гидрогеологических условий залегания шахтного поля в месте заложения ствола шахты и технико-экономического сравнения альтернативных вариантов.

Этим способом проходят ствола шахты в основном, с помощью буровзрывных работ и в отдельных случаях - проходческими комбайнами типа СК в породах с коэффициентом крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова f< 10.

К специальным способам проходки ствола шахты относят проходку сооружении и другие.

К специальным способом способам проходки относят так же бурение ствола шахты и скважин большого диаметра.

Ствол шахты в породах IV категории устойчивости независимо от величины ожидаемого притока воды проходят специальными способами, обеспечивающими повышение устойчивости и водопроницаемости горных породах.

При размещении в поперечном сечении ствола проходческого оборудования должны соблюдаться следующие условия:

оборудование должно располагаться таким образом, чтобы создавать максимальное удобства и безопасные условия для его эксплуатации; переход к армированию ствола, навеске постоянных трубопроводов, кабелей, постоянных сосудов, монтаж загрузочных и обменных устройств должны осуществляться с минимальными переделками подвесного проходческого полка и металлоконструкций копрового

Бадьи подъемных установок располагают по возможности ближе к центру ствола, обеспечивая проходы по периметру ствола на подвесном полке. Зазоры трубопроводов должен быть не менее 400 мм, а между стенками раструба проходческого полка и выступающими частями движущейся направляющей рамки бадьи - не менее 100 мм.

Определение формы и размеров поперечного сечения.

Диаметр основного ствола в свету определяют графический с учетом размещения подъемных сосудов, противовесов, армировки, лестничного отделения, труб, кабелей. Затем найденное сечение проверяется по условии. Порядок определения размеров и выбора ствола следующий. Для определения типа и числа скипов (клетей) необходимо определить величину груза, поднимаемого за один подъем.

Оптимальная грузоподъемность подземных сосудов, при которой суммарные годовые расходы на амортизацию и эксплуатацию являются минимальными, определяется по формуле профессора г.м. Еланчика:

Грузоподъемность рудного скипа определяем по формуле для

Q2=(Ar'R(4 Н +Т))/3600'Пд'Пч

= (2000000 '1,3 (4720 + 30))/3600 ·300 ·14= 25,7 тн;

грузоподъемность породного скипа (однососудный подъем)

Qj= (Ar'R (4 Н + Т)) / 3600 ·n д ·n ч =

= (2'2000000 '1,3 (4720 + 30))/3600 . 300 . 14 = 4,8 тн

где: Аг = 2,0 млн. тн.- годовая производительность шахты по горной массе;

R = 1,3 - коэффициент неравномерности поступления горной массы к стволу;

Н = 720 м - высота подъема;

Т = 30 сек - пауза между двумя подъемами скипового подъема; n д = 300 дней - число рабочих дней в году;

n ч = 14 час - число часов работы подъема в сутки по выдаче горной массы; Объемы скипов:

У2 = Q2 / Кр = 25,7 / 1,9 = 13,52 м3 (рудный).

У, = Ql / Кр = 4,8 / 1,9 = 2,53 м3 (породный).

Принимаем по таблице 42 объемы скипов для руды 15 м3 (размеры 2230 * 1740) и для породы 5 м 3 (размеры 1850· 1540).

Для армировки принимаем расстрелы в виде коробчатых балок 250 * 100 * 10 и проводники - 200 * 190 * 16 и 160 * 160 * 12 мм. Зазоры между скипами и расстрелами принимаем по ЕПБ.

Графические построение показывает, что можно принять ствол диаметром Диаметр ствола в проходке определяется с учетом толщины бетонной крепи. Согласно рекомендациям СНиП 94-80 толщина крепи принимаем на глубинах более 500 м равным 250 мм, с учетом бетонной крепи сечение ствола при проходке принимаем 6,5 м.

Сечение ствола Sч = 33,2 м , площадь в свету SCB = 28,3 м .

Определение необходимого количества шпуров на забой.

Необходимое число шпуров рассчитываем по формуле:

N = 1,27qSч/(L'-.d2кз) = 1,27'1,6'33,2/(1400'0,0362'0,6) = 62 шпур;

где: q =1,6 кг -удельный расход ВВ на 1 м3 отбиваемой породы; SЧ = 33,2 м3 -сечение ствола при проходке;

!'1 = 1400 Kr/M3 - плотность ВВ в шпуре или патроне; d2 =0,036 м - диаметр патрона или диаметр шпура при не патронированном ВВ; Кз= 0,6 - коэффициент заполнения шпура.

Исходя из расчета принимаем 62 шпур.(Окончательно число шпуров в забое устанавливается путем проведения опытных взрывов, после каждого взрыва корректируется паспорта буро- взрывных работ.

Шпуры располагаем по четырем концентрическим окружностям. Число шпуров, размещенных на каждой из этих окружностей, принимаем из соотношения 1 : '2 : 3 : 4.

n! = 62 1 10 = 6 n2 = 2· 62/10 = 12 (врубовые шпуры)

пз= 19

n4 = 25 (оконтуривающие шпуры) - всего - 62 шпур.

Вруб - усеченный конус. Диаметр окружности в врубовь_ d! = 0,25 * D = 0.25 * 6,25 = 1,6 м;

оконтуривающие шпуры располагаем на диаметре d4 = 5, :

Отбойные на диаметрах d2= 3,0 м, dз = 4,45 м.

Расстояние между шпурами во врубе: аналогично вычисляем расстояние между шпурами на др: а4 = 0,71 м, аз = 0,7 м, а2 = 0,72 м Длину врубовых шпуров L принимаем 3,5 м и угол накло_ а = 750, тогда глубина врубовых шпуров

L= L, sin 750 = 3,5 . 0,965 = 3,38 м.

Глубину всех остальных шпуров принимаем Lш = 3,0 м. Суммарная глубина всех шпуров:

Lш= 6· 3,5 + 12·3 + 19·3 + 25 ·3 = 18S

Обоснование типа взрывчатых материалов и расчет к Для ведения взрывных работ в подземных у следующие виды ВВ: аммонит 6 ЖВ - патронированный; - детонит М; гранулит АС -8.

Принимаем патронированный аммонит 6 ЖВ по таб При ведении взрывных работ при проходке применяется г огневой;

- электроогневой;

- электрический.

Принимаем более безопасную ведение взрывного сп Удельный расход ВВ принимается по тае

технологического проектирования горнодобывающих пре; способом ВНТП 13-2-85, 1986г).

Глубина шпура в данных горно-геологических условиях не должно превышать величины допустимого обнажения пород.

Общий расход за цикл:

Q = q LM Sч = 1,6' 3,0 . 33,2 = 159,36 кг = 160 кг.

Средняя масса заряда на шпур:

qc = Q/ N = 160 / 62 = 2,58 кг.

Масса зарядов во врубовом шпуре

q =1,2 . qc = 1,2 . 2,58 = 3,0 кг

в остальных шпурах массу каждого заряда принимают

qo = qc = 2,58 = 2,6 кг ; патроны массой по 0,2 кг.

Фактический расход ВВ (исходя из целого числа патронов) Q = qBP Пвр + qотб ilотб = 6· 3 + 58 . 2,6 = 168,8 кг.

Для безопасного ведения взрывных работ принимаем электрический способ взрывания.

Время затрачиваемое на заряжание и взрывание 1 час 20 минут.

Расчет взрывной сети.

Сопротивление одного детонатора вместе с концевыми проводами 3,5 Ом. В качестве магистральных проводов принимаем взрывной кабель ГРШС длиной 2

1000 м с сечением жилы 35 мм ; соединительные провода - с сечением жилы 1 О мм.

Рассчитываем сопротивления магистрального кабеля и соединительных проводах (при длинах 1000 м и 25 м)

RM= р 2LM/ SM = 0,0184' 2·1000/35 = 1,05 Ом.

Rc= р 2 Lc/ Sc = 0,0184' 2 . 25/ 10 = 0,09 Ом.

Принимаем последовательно-параллельное соединение электродетонаторов.

Сопротивление групп: R,= 3,5 ·18 = 63 Ом.

R2= 3,5 ·19 = 66,5 Ом. Rз= 3,5 ·25 = 87,5 Ом.

Общее сопротивление групп, подключаемых к соединительным проводам

Rr= Rj R2 Rз / (R2 Rз + R, Rз + Rj R2) =

= 66 . 63,5 . 87,5/66,5 . 87,5 + 63,5 . 87,5 +63 . 66,5 = 23,6 Ом.

Ток, проходящей по взрывному кабелю и соединительным проводам, при напряжении силового трансформатора 380 В:

1 = U/ (RM+ Rc +Rr) = 380 / (1,05 + 0,09 + 23,6) = 15,36 А.



Падение напряжения во взрывном кабеле и соединительных проводах:

1'1 U = 1 (RM + Rc ) = 15,36 ( 1, О 5 + 0,09) = 17,5 В.

Токи проходящие по группам:

ij = Uc / R1 = 362.5 /63 = 5,75 А> 2.5 А; i2 = Uc / R2 = 362.5 /66,5 = 5,45 А> 2.5 А; iз = Uc / Rз = 362.5/87,5 = 4,14 А > 2.5 А;

Таким образом, принято е соединение электродетонаторов приемлемо. Так как токи в каждой из групп более 2,5 А.

Расчет уборки породы.

По диаметру ствола и глубине (более 700 м) выбираем проходческий

комплекс КС -2у /40 с вместимостью ковша 0,7 мЗ и бадьей емкостью 4,0 мЗ.

При уборке породы в вертикальной выработке в состав работы входят

следующие операции:

осмотр забоя и приведение его в безопасное состояние;

- спуск и подготовка пневмопогрузчиков к работе, их осмотр и опробование;

по грузка породы в бадью с помощью погрузчика; - разборка и разбивка крупных кусков породы; - зачистка забоя и перекидка породы в ручную; прицепка и отцепка бадей;

подача сигналов и направление бадьи в начальной стадии подъема; выдача бадьями воды и обслуживание забойного насоса, а так же

заключительных операции, связанные с окончанием работ и подготовкой забоя к бурению.

Сменную производительность погрузчика при уборке породы с зачисткой без учета времени на замену бадей определяем по формуле:



Qэ = т - tпз - tл /( [tцКр /(У - Кз + tз /( Lш 11)]RoT =

= 420 - 100 - 1 О /( [0,85 '1,6/(0,7 . 0,85)] 1 ,05 = 120 м3/смену.

где Qэ - сменная производительность погрузчика, м3/смену; т = 420 мин - продолжительность смены;

tпз = 100 мин - подготовительно-заключительные операции; tц = 0,85 мин - продолжительность цикла;

Кр = 1,5 - коэффициент разрыхления породы; V = 0,7 м3 - объем грейфера;

Кз =0,85 коэффициент заполнения породы;

tз = мин - время на зачистку 1 м площади;

Lш = 3,0 м -глубина шпуров;

11 = 0,9 - коэффициент использования шпуров; RoT = 1,05 - коэффициент отдыха рабочего.

Учитывая, что бурение шпуров производится бурильной установкой БУКС1М имеющий устройство, требующее зачистки забоя после уборки породы, tз=О.

Время затрачиваемое на очистку забоя от горной массы 4 часа 20 минут.

Техническая характеристика КС-2у/40

Техническая производительность

Рабочее давление сжатого воздуха

Грузоподъемность тельфера

Максимальная скорость рационального перемещения грейфера

- 1,7 м3/мин;

- 0,5 мПа;

6. Средняя продолжительность цикла погрузки - 20-25 сек; 7 . Удельный расход сжатого воздуха - 29 м3/мин;

9. Вместимость грейфера 10. Число лопастей

Диаметр с раскрытыми лопастями

Диаметр с закрытыми лопастями

Высота закрытого грейфера (без подвески)

Масса машины

- 51,9 кВт; 3

- 0,7 м ;

- 6;

- 2500 мм;

- 1600 мм;

- 2250 мм;

- 9,9 тн.

Определяем сменную эксплуатационную производительность установки БУКС-1М, имеющей четыре бурильные машины БГА. Скорость бурения в породах составляет 0,5 м/мин.

При обслуживании установки двумя проходчиками коэффициент одновременности работы бурильных машин Ко=0,78.

Расчет произведем по формуле:

Q = Т( tпз +t'пз +to)/( l/(Konv )+( tMaH+tox +tK)) =

= 420-(10,5+40+42)11 (0,78·2·0,6)+(0,3+0,05+0, 1) =215 м/смену;

Т= 420 мин- продолжительность смены;

tпз=10,5 мин - время общих подготовительно-заключительных работ равен 2,5% от продолжительности смены;

t'пз= 40 мин -время подготовительно-заключительных операций при бурении шпуров, 9,5% от продолжительности смены;

Ко =0,78 -коэффициент одновременности работы бурильных машин; N= 0,6 м/мин - чистая скорость бурения;

tMaH= 0,3 - время, затрачиваемое на манипулирование по установке и

переустановке бурильных машин на один шпур;

tox= 0,05 м/мин - время обратного хода бурильной головки на 1 м шпура; tK=O,l мин -время на замену коронок на 1 м шпура.

Время обуривание забоя 3 часа.

1 .	Число бурильных машин	- 4
2.	Диаметр шпуров	- 42-52 мм
3.	Глубина шпуров	- 4,2 м
4.	Длина хода бурильной головки	- 4500 мм
5.	Усилие подачи	- 10780 Н

Установка бетонной крепи.

Определяем объем работ на крепление ствола бетоном на цикл.

V = Ly СSч - SCB) =2,55 С 33,2 - 28,3) 12,5 м3.

где: Ly = 2,55 м - высота устанавливаемого бетонной крепи; Sч = 33,2 м2 - сечение ствола в черне СВ проходке)

SCB = 28,3 м2 - сечение ствола в свету.

Для укладки бетона принимаем секционную опалубку с рабочей высотой 3м.

Подача бетона к месту бетонирования будет производится по трубам.

В состав работы по креплению входят: прием бетонной смеси в бункер; разравнивание взорванной породы в забое перед спуском опалубки; отрыв, спуск и установка опалубки на новой заходке, к ее центрирование; установка поддонов и промывка и уплотнение бетонной смеси; разравнивание и уплотнение бетонной смеси; промывка бетоновоза, а так же подача сигналов в процессе работы.

Время затрачиваемое на установку бетонной крепи 4 часа 40 минут.

Проветривание

Расчет количества воздуха которое необходимо подать в забой про водим Qз=2,25 S/60t kAbL 2 /Sp2 = =2,25 . 6,5/60 . 30 0,8'168,8-40'720 /6,5'1,58 = 2,lMJ/ceK.

где: S=6,5 м- - площадь поперечного сечения;

t=30 мин - время проветривания;

k=0,8 - коэффициент, учитывающий обводненности выработок А=168,8 кг- количество одновременно взрываемого ВВ;

Ь=40 л/кг - газовость ВВ;

L=720 м- длина тупиковой выработки; р=1,58 - коэффициент утечек воздуха.

Проверяем минимальную скорость движения воздуха по выработке. Определяем потребную подачу (производительности) вентилятора:

QB= р Qз = 1,58 . 2,1 = 3,32 м3/сек.

Определяем аэродинамическое сопротивление трубопровода по формуле:

R = 1 О . 6,5 а L / d5 т =

= 10· 6,5 '0,00035' 720/0,65= 210 нс2/м4.

где: 0.=0,00035 - коэффициент аэродинамического сопротивления трубопровода.

Рассчитываем депрессию трубопровода (напор вентилятора) по формуле.

Предварительно определяем скорость движения воздуха по трубопроводу.

V = Qз / л: г2т = 2,1 /3,14' 0,з2 =7,4 м/с;

Не=рRQ2з= 1,58' 210· 2,12= 1463 Па; НМ = 0,2 Не = 0,2 . 1463 = 293 Па;

2 2 /

Нд = V т У / 2 = 7,4 . 1,2 2 = 33 Па;

Подбираем вентилятор, исходя из значений:

QB = 3,32 м3/сек = 200 м3/ мин.

н = 1789 Па.

горный шахта ствол поверхность

Принимаем вентилятор ВМ-6М, который при QB= 200 мЗ/мин обеспечивает давление Н = 31 ООПа.

N2N2		Время
П.п.	Вид работы (процесс)	затрачиваемое на	Примечание
		выполнение
		процесса час.
1	Уборка породы погрузочной	4 час 20 мин
	машиной КС-2у/40 с зачисткой
	под бурение
2	Возведение бетонной крепи	4 час 40 мин
3	Бурение шпуров установкой	3 часа
	БУКС-1М
4	Заряжания и взрывания	1 час 20 мин
5	Проветриваниезабоя	30 минут
6	Подготовительно-	1 час 30 мин
	заключительные работы

По результатам расчетов, на полное выполнение проходческого цикла затрачивается 15 часов 20 минут, учитывая что работы ведется в три смены круглосуточно и между сменный перерыв составляет 1 час то, полное время на выполнение проходческого цикла затрачивается 19 часов.

Технико-экономическая часть.

При круглосуточном режиме работ и 30 календарных днях в месяц будет

NQ	Наименование	Ед.	Объе	Норма	Кол-во	Цена	Сумма затарат
NQ	материалов	изм	м	расход	матер.	на
п.п.			работ	ана	на весь	ед-цу	на	на весь
							3
			м3	1м3	выпус	тенге	1м	выпуск
I				работ	к		работ	цикл
1	2	3	4	5	6	7	8	9
1	ВВ граммонит	кг	3630	1,2	4356	5,2	6,24	22651,2
2	Эл.детонаторы	шт		0,01	36,3	0,4	0,04	14,52
3	Буровая сталь	п.м.		0,02	72,6	11,6	0,23	842,16
4	Буровые коронки	шт		0,002	7,3	61,6	0,12	449,68
	Итого						6,63	23957,56
5	Неуч.материа-лы						1,99	7187,27
	30% СТОИМ.учтен.
	Всего затрат						8,62	31144,54

гр.4 - расчетные данные; гр.5 - практические данные; гр.8 - гр.5 * гр.7; гр.9 - гр.6 * гр.7.

	N2.N2	Виды энергии	Ед.	Объе	Норм	Общее	Цена	Сумма затрат
	п.п		изм	м	а	КОЛ-ВО	за	тенге
I
				работ	расхо	энергии	един	на	на весь
				3
				м	Д на		энер-	1м3	выпуск
					1м3		гии	работ	цикл
					работ		тыс.
							тенге
I	1	2	3	4	5	6	7	8	9
	1	Электроэнергия	КВт/ч	3630	0,5	1815	0,6	3	1085
I	2	Сжатый воздух	м)		330	1197900	0,5	165	598950
		Итого						168	600035

гр.4 - расчетные данные; гр.5 - практические данные; гр.6 - гр.5*гр.4

гр.8 - гр.5 * гр.7; гр.9 - гр.6 * гр.7.

	NQ	Наименование	Кол-	Тариф,	Явочный состав	Коэф-т	Спис-ный
I
,	NQ	професси
			во	разряд	на	на	списоч-	числен-ть
	п.		смен		смену	сутки	ности	рабочих
	п
I	1	2	3	4	5	6	7	8
I	1	Основные рабочие
		Проходчик	3	5	2	б	1,3	8
I		взрывник	3	5	1	3	1,3	4
		Крепильшик	3	4	1	3	1,3	4
I		Итого						16
	2	Вспомогательные
		рабочие:
		маш. электровоза	3	4	1	3	1,3	4
		горнорабочий	3	2	1	3	1,2	4
		электро слесарь	3	4	1	3	1,2	4
I		Итого			2	9		12

Гр.3,4,5 - расчетные данные;

Гр. б - гр.3 * гр.5;

Гр. 7 - расчетные;

Гр. 8 - гр.б * гр.7.

N2N2	Показатели	Основных	Вспомогательных
п.п		рабочих	рабочих
1	2	3	4
1	Число календарных дней	365	365
2	Число выходных и праздничных дней	63	63
3	Номинальный фонд рабочего времени	302	302
4	Неявки предусмотренные КЗОТ:
	-очередной дополнительный отпуск	66	45
	-учебный отпуск	1	1
	- дни болезни	5	5
	-гос. обязанности	2	2
	Итого неявок	74	53
5	Эффективный фонд рабочего времени:
	дней:	288	249
	часов	1368	1494
6	Коэффициент списочности Т н / Тз	302/298=1,3	302/249=1,2

NQ	Наименова-	Чис-	Оклад в месяц	Годовой	Выплаты из	Всего
NQ	ние	лен.			фонд	ФМП	фонд
п.п	должности	чел	по	Ср/к	з/платы	по	Ср/к	з/платы
			штат			штат		тенге
1	2	3	4	5	6	7	8	9
	итр
1	Нач. участка	1	95000	137750	1653000	66900	57229	1719900
2	Гор. мастер	4	64500	93525	4489200	181692	155420	4670892
	Итого							6390792

Пояснения к таблице: гр. 4 и 5 - из практики

гр. 5 - rp.4+гp.4*45/l00

гр. 6 - гр.5* 12;

гр. 9 - гр.6+гр7.

Затраты на зарплату итР на год составляют 6390792 тенге. на цикл 6390792 : 52 : 12 = 10241,65 тенге.

NQNQ	Наименование	Коли-	Балансовая	Амортизация
п.п	основных фондов	чество	стоимость тенге
			единицы	общая	норма	сумма
					%	тыс.
						тенге
1	2	3	4	5	6	7
1	Основная оборудов-е
	НКР-100М	1	750400	750400	20	150080
2	00-63	1	99500	99500	15	14925
	Итого:			849900		165005
4	Неучтенные
	оборудование 3 %			22512		4950
	Всего по оборуд-ю:			872412		169955
5	Здания			950000	6	57000
6	Копер	2	1900000	3800000	6	228000
	Итого:			4750000		285000
	~			- -- ...*... --		* ~ ~ _ ~ v_

N2N2	Наименование статей затрат	Метод определение	Сумма, тенге
п.п
1	2	3	4
1	Содержания аппарат управления	табл. 6 гр. 9	6390792
2	Отчисление на соц. страхования	35,6% от т 6 гр.9	2275121
3	Прочие затраты	данные предприятия	8220
4	Амортизация зд. и сооружений	Табл.7 гр.7	285000
5	Содержаниязд.исооружениЙ	Табл.7 гр.5 (5%)	14250
6	Неучтенные затраты	1 % от предпр. расх.	8750
	Итого		8982133

N2N2	Наименование затрат	Метод	Сумма,
п.п		определение затрат	тенге
1	2	3	4
1	Зарплата вспомогательных рабочих	Таб.5 гр.17	170004258
2	Начисления на соц. страх	39%от таб.5 гр.17	66301660
3	Амортизация основного оборудования	Таб.7 гр.7	454955
4	Содержание оборудования	10% от таб.7 гр.7	16995
5	Ремонт оборудования	15% от таб.7 гр.5	130862
6	Износ малоценных и быстроизнаш.инст.	20% от таб.7 гр.5	4502
	Итого		236913332
7	У слуги вспомогательных цехов	По данным предпр.	16424

Расходы на содержания и эксплуатацию оборудования в год 236913332; на цикл 236913332 : 52 : 12 = 31639,05 тенге.

Калькуляция себестоимости одной тонны взорванной руды.

	NQ	I Наименование статей расходов	Метод	Затраты, тенге
I	Q			определение
		I			на	на весь объем
		,		затрат
	п.п	I
					единицу	(цикл)
		I			1 мЗ
		I
	1		2	3	4	5
I	1	I Вспомогательные материалы	таб. 1	8,62	31290,6
	2		Энергозатраты	таб.2	168	609840
	3		Зар.плата основных рабочих	таб.5	5,36	3902,76
	4		Начисления на зар.плату	39 % таб.5	2,09	46833,13
	5		Расходы на содерж.И экспл.обор.	таб.9 гр.5	11,26	31639,05
	6		Шахтные (цеховые) расходы	таб.8 гр.4	9,39	14394,44
	7		Г орно- проходческие затраты	по дан. пр.	139,7	315864
				30% от всех
				затрат
			Итого		343,72	1053763,98

себестоимость 1 мЗ руды равна: 343,72 тенге.

NQNQ	Параметры	Единицы	Результат
п.п		измерения
1	2	3	4
1	Производственная программа участка	мЗ	43560
2	Численность работающих	чел	28
	В том числе основных		16
	Вспомогательных		12
	ИТР		4
"')	Производительность труда рабочего	тЗ/чел	2723
.)
4	Фонд заработной платы, всего	тенге	170004258
	в том числе рабочих (основных)		97145290
	ИТР		6390792
5	Средняя зар.плата Dабочег() R г()п	ггригр	lAA':::Ll
			............ ...., ..*..

I Себестоимость 1 мЗ 343,72



Заключение

Горная промышленность является основной сырьевой и топливной базой современной индустрии. За последние годы техника и технология горного производства претерпели большие изменения.

При подземной добыче на проходческих работах получило широкое распространения новое высокопроизводительное буровые, погрузочнотранспортное и вспомогательное оборудование. В· связи с внедрением мощных забойных механизмов, средств автоматики и телемеханики имеется облик самих происходит концентрация горных работ, интенсификация выемки шахтных полей. Значительное развитие получил прогрессивный открытый способ разработки месторождений полезных ископаемых. На карьерах получают распространение циклично-поточная технология добычи, рекультивация земель, нарушаемых при ведении открытых горных работ.

Для более полного и комплексного из~лечения полезных компонентов из руд обеспечение рентабельной разработки бедных и сложных месторождений развиваются новые геотехнические методы добычи полезных ископаемых.

При ведении горных работ большое внимание уделяется полноте извлечения полезных ископаемых в процессе добычи, увеличению качества (сокращению разубоживания) добываемых руд. В практике получили признание новые показатели полноты и качества извлечения полезных ископаемых из недр, создана и применяется методика численной оценки экономических показателей, связанных с потерями и снижением полезных ископаемых при добыче.

Размещено на Allbest.ru