Учалинское месторождение медно-цинковых руд, его характеристика и эксплуатация

При трехсменном режиме работы и 25 рабочих днях скорость проведения выработки.

Скорость проходки выработки, м/мес:

V=25*l_у*n_см*n_ц

где l_у - длина уходки выработки за цикл;

n_см - число смен в сутки;

n_ц - число циклов в смене

V=25*2,1*3*0,5=78,75 м/мес

t=L/V

где t - время на проходку выработки, мес;

L - длина выработки, м.

t=60/78,75=0,6 мес.

Прежде чем составить циклограмму проходки, нужно учесть тот фактор, что на Учалинском руднике время на взрывание забоев отводится в промежутках между второй и третей сменой, таким образом, осуществляется не более одного цикла в сутки. Оставшееся время рабочие заняты вспомогательными работами, а также работами по проведению и креплению в других выработках.

№	Виды работ	Числорабочих	Продолжительность час	Смена,часов
				1	2	3	4	5	6	7	8
1	Уборка породы	2	1,7
2	Крепление	2	0,8
3	Бурение шпуров	1	2,5
4	Заряжание и взрывание шпуров	2	1,5
5	Проветривание	-	0,5
6	Прочие работы	1	1

4.2 Системы разработки

Разнообразие горнотехнических условий залегания рудного тела и склонность руд к окислению и самовозгоранию обусловили применение при эксплуатации месторождения различных систем разработки. Однако в качестве основной до настоящего времени применяют этажно-камерную систему

4.2.1 Описание системы разработки

Данные по заданию на систему разработки:

Высота этажа Н = 60 м;

Мощность залежи = 60 м;

Угол падения 85⁰;

Коэффициент крепости руды = 14-16;

вмещающих пород = 12-14;

Годовая производительность рудника А = 1000000 т;

Плотность руды = 4,2 т\м³;

Подходят системы разработки с:

1. Подэтажнаное обрушение

а) с донным выпуском;

б) с торцевым выпуском;

2.Этажно-камерная система

Из этих выше перечисленных систем Я выбираю:

Этажно-камерную систему

4.2.2 Подсчет объема подготовительных и нарезных работ

Подсчет объема подготовительных и нарезных работ на блок и распределение балансовых запасов по процессам работ сводится в таблицу4.7.

Процессы работ	Количество выработок	Длина выработки, м	Общая длина выработок, м	Площадь поперечного сечения, S,м2	Объем по руде, м3	Балансовые запасы руды
				По породе, м2	По руде, м2		Т	% к общим запасам блока
1	2	3	4	5	6	7	8	9
Подготовительные работы: Откаточный штрек Вентилеционно ходовой штрек Орт Буровой штрек Восстающий Сбойки	2 2 2 2 2 2	40 40 80 60 60 10	80 80 160 120 120 20	18 - 18 - 9 18	- 14 18 18 - -	1120 2160 2160	4704 9072 9072
Итого			580			5440	22848	0,06%
Нарезные работы: Подсечной орт Ниши Ходки	3 12 6	60 4 5	180 48 30	- - -	14 9 8	2520 432 240	10584 1814,4 1008
Итого:			258			3192	13406,4	0,04%
Очистные работы: выемка камеры целики						69000 55800	289800 234360
Итого по очистным работам:						124800	524160	0,99%
Всего по блоку:						133432	560414,4	100%

Удельный объем подготовительно-нарезных работ, %

К_у = 100 Vп.н./V, (4.19)

К_у = 100 · 8632/124800 = 6,9%

Где V п.н. - объем рудных запасов, извлекаемых из блока при проведении подготовительных и нарезных выработок, м³;

V - объем руды в блоке, м³.

Коэффициент подготовки и нарезки блока, м/1000 т

к_п.н. = 1000 У L_п.н./(Б- Б_п.н.) (4.20)

к_п.н = 1000 · 838/(524160 - 36251) = 1,7 м/1000т,

где: УL _п.н - суммарная длина подготовительных и нарезных выработок, м;

Б - запасы руды в блоке, т;

Б_п.н. - запасы руды, извлекаемых при проведении подготовительных и нарезных выработок, т;

При годовой добыче рудника А объем по проведению подготовительных и нарезных выработок определяют следующим образом:

ДV _п.н. = 0,001 · К_п.н. · А (4.21)

ДV _п.н = 0,001·1,7·1000000·(1 - 0,7)/ 1 = 1581 м³,

Где: р - коэффициент разубоживания руды;

К_и.р. - коэффициент извлечения рудных запасов;

К_п.н. - коэффициент подготовительно-нарезных работ.

4.2.3 Расчет показателей потерь и разубоживания руды по добычному участку (блоку)

Показатели извлечения и разубоживания по стадиям работ приводятся в таблице 4.8

Таблица 4.8

Стадии работ	Балансовые запасы, т.	Коэффициент извлечения руды	Коэффициент разубоживания руды	Извлекаемые запасы, т	Количество добытой рудной массы	Доля участия в добыче рудной массы из блока
1	2	3	4	5	6	7
Подготовительные работы	22848	1	0	22848	22848
Итого	22848	ки.р.п.	рп	22848	22848	0,06
Нарезные работы	13406,4	1	0	13406,4	13406,4
Итого	13406,4			13406,4	13406,4	0,04
Очистные работы выемка камеры	524160	0,93	0,07	524160	524160
Итого	524160	-	-	524160	524160	0,99
Всего по блоку	560414,4	0,93	0,07	560414,4	560414,4	К=1

Для подготовительных и нарезных выработок, проводимых полным сечением по руде, а также при частичном выпуске отбитой руды в системах с магазинированием к_и.р. = 1; р = 0

Для подготовительных и нарезных выработок, проводимых частично по руде и частично по породе

к_и.р. = 1; р= (S-S_р )/S.

где S - сечение выработки, м²;

S_р - сечение выработки по руде, м².

Определяем извлекаемые запасы

И = Б к_и.р. (4.22)

Где: Б - балансовые запасы (по конкретным работам берутся из графы2) ,

к_и.р. - коэффициент извлечения руды (гр.3)

Определяем количество добытой руды

Д= Б к_и.р.\ (1-р) (4.23)

Где: р - коэффициент разубоживания (гр.4)

Определяем средние значения коэффициента извлечения и разубоживания руды (данные берутся из табл.2)

· По очистным работам

к_и.р.о. = И_о/Б_о (4.24)

где: И_о - извлекаемые запасы руды при очистных работах, т

Б_о - балансовые запасы, т

р_о = (Д_о - И_о)/Д_о (4.25)

где: Д_о количество добытой рудной массы при очистных работах, т

И_о - извлекаемые запасы руды при очистных работах, т

· По блоку

к_и.р. = И / Б (4.26)

где: И - извлекаемые запасы руды, всего по блоку, т

Б - балансовые запасы, всего по блоку, т

р = (Д - И) / Д (4.27)

где: Д - количество добытой рудной массы, всего по блоку, т И - извлекаемые запасы руды по блоку,

4.2.4 Расчет первоочередной подготовки и нарезки блока

Выбор бурильных машин и определение их производительности

Выбор бурильных машин и установочных приспособлений для бурения шпуров следует производить согласно СНиП 111-11-77.

В связи с высокой крепостью пород на рудниках преимущественно применение нашли бурильные машины ГЛ-510Б. Выбор бурильной установки для бурения шпуров в горизонтальной выработке должен производиться с учетом следующих основных положений:

- тип бурильной машины должен соответствовать крепости пород в обуреваемом забое;

- размеры зоны бурения должны быть больше или равны высоте и ширине обуреваемого забоя;

- наибольшая длина буримых шпуров по технической характеристике бурильной машины (установки) должна быть согласована с максимальной длиной шпуров (по паспорту БВР);

- ширина бурильной установки не должна быть больше применяемых транспортных средств.

Бурильная установка - МОНОМАТИК 105 - 40

Технические данные

Общая длина………………………………………………. 11040 мм

Общая высота ………………………………………………. 2870 мм

Общая ширина ……………………………………………… 1835 мм

Сменная эксплуатационная производительность бурильной установки в шпурометрах с учетом времени на подготовительно-заключительные операции и регламентированные простои по организационным и техническим причинам.

Q₃₌T-(t_пз+t¹_пз+t_от+t_вв)/(1/(K₀*n*v))+(t_ман+t_ох+t_к), (4.28)

Где: T - производительность смены, 360 минут;

t_пз - время общих подготовительно-заключительных операций 2,5% минут = 9 минут;

t¹_пз - время подготовительно-заключительных операций при

бурении шпуров 9,5% от продолжительности смены. = 34,2 минут;

t_от - время на отдых 10% от продолжительности смены, = 36 минут;

t_вв - время на технологический перерыв, на взрывные работы 12% от продолжительности смены. = 43,2 минут;

K₀- коэффициент одновременной работы буровых машин. Равный 0,78 при n=1;

n - число бурильных машин 1;

v - скорость бурения (м/мин) в зависимости от крепости пород. Принимается согласно технической характеристике бурильных машин.

v= 13400A_n/(d² · ^0,59_сж),

Где v - скорость бурения, = 1057мм/мин = 1,057м/мин;

A - энергия удара поршня, = 270 Дж;

n - чистота ударов поршня, 56 Гц

d² - диаметр шпура, 45 мм;

^0,59_сж - предел прочности породы на сжатие (МПа*10);

t_ман - время, затраченное на манипулирование по установке и переустановке бурильных машин - 0,4 мин;

t_ох - время обратного хода, t_ох=1/v_ох=1/20 мин.,=0,05мин/м;

t_к - время на замену коронок, =0,1 минута на 1 метр шпура;

Q₃=360-(9+34+36+43,2)/(1/(1· 0,78·1,287)+(0,4+0,05+0,1)=238 м/см

Сменная норма выработки на бурение шпуров бурильными установками:

Н_в=(Т-t_пз-t_об-t_дн) ·n·K₀/(t₀+t_в) ·1,07, (4.29)

где t_пз - общее время на подготовительно-заключительные операции,=40-45 мин;

t_об - время на обслуживание установки около 30мин;

t_дн - личное время рабочего,=10 мин;

n - число бурильных машин;

K₀ - коэффициент одновременной работы бурильных машин, = 0,78 при n=1;

t₀ - 1/v - время на бурение 1 метра шпура (чистая скорость бурения) 1/1,287 = 0,77;

t_в - вспомогательное время при бурении 0,5-0,8 мин./метр;

1,07 - коэффициент отдыха;

Н_в = (360-40-30-10) ·1·0,78/(0,77+0,5) ·1,07 = 161 м/см

Необходимое проходческое оборудование для проведения подготовительных и нарезных выработок и нормы выработки сводятся в таблицу 4.9.

Таблица 4.9

Выработки	Площадь поперечного сечения выработки, м2	Проходческое оборудование	Число рабочих на забой в смену	Комплексная норма выработки, м3/чел.смену
Откаточный штрек Вентилеционно ходовой штрек Орт Буровой штрек Сбойки Подсечной орт Ниши Ходки	18 18 18 18 18 14 9 8	МОНОМАТИК 105 - 40 Кавасаки (KSSM-9)	2 2 2 2 2 2 2 2	11.8 м3/чел. см

При большом объеме горных работ на руднике используют СПУ (системное планирование и управление), которое предусматривает использование сетевых и календарных графиков. Сетевой график определяет продолжительность отдельных видов работ, календарный график показывает сроки выполнения и увязки отдельных видов работ.

При общей подготовки этажа проведены транспортный штрек и наклонный петлевой съезд.

Расчет сетевого графика приводится в таблице 4.10

Таблица 4.10

Выработки	Шифр по рис.1	Объем выработок, м3	Норма выработки, м3/чел.см.	Трудоемкость Работ чел./см.	Макс. число выходов рабочих в сутки	Минимальная продолж-ть работ, сут.
1	2	3	4	5	6	7
Откаточный штрек Вентилеционно ходовой штрек Орт Буровой штрек Сбойки Подсечной орт Ниши Ходки		720 560 1080 1080 360 840 144 80	11.8 м3/чел. см	61,02чел./см 47,5чел./см 91,5чел./см 91,5чел./см 30,5чел./см 71,2чел./см 12,2чел./см 6,8чел./см	1·2·3 =6 2·2·3 =12 2·2·3 =12 2·2·3 =12 2·2·3 =12 2·2·3 =12 2·2·3 =12 2·2·3 =12	10,17 3,9 7,6 7,6 2,5 5,9 1,01 0,5

М = 412,22 чел/см

где М - суммарная трудоемкость работ, чел/см

Максимальное число рабочих в сутки рассчитывается Х - У - Т,

где Х - число забоев,

У - число рабочих на забой,

Т - число смен в сутки.

Сетевой график выполнения подготовительных и нарезных работ показан

рис.2

0,25 2,95 0,5 1,25 3,8

3,8 1 10,17 2 3 4 5 6 7

0 1,95

3,8 8 1,95

0,25 9 10 0,5 11 1,25 12 3,8 13

2,95

По сетевому графику определяем самый длинный путь, являющимся критическим путем.

Продолжительность критического пути определяется, как сложение самых продолжительных работ по проведению выработок:

t_к =39,17суток.

Максимальный численный состав проходческой бригады в сутки определяется по формуле

n _мах = М / t_k (4.30)

n _мах = 412,22/39,17 = 10,5

где М - суммарная трудоемкость работ, чел-см

t_k - продолжительность критического пути на сетевом графике, сут.

С учетом фронта работ и числа рабочих смен в сутки численный состав проходческой бригады принимаем n = 11 чел.

Календарный план подготовки и нарезки блока приведен в таблице №5

Таблица №5

Откаточный штрек1

Вентилеционно ходовой штрек 2

Орт 3

Буровой штрек 4

Сбойки 5

Подсечной орт6

Ниши7

Ходки8

Календарный график выполнения работ. сут
	1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12	13	14	15	16	17	18	19	20	21	22	23	24	25
1
2
3
4
5
6
7
8

Продолжительность выполнения подготовительных и нарезных работ t = 24,4 суток.

4.2.5 Скважинная отбойка руды

Линия Наименьшего Сопротивления.

(4.31)

где К_н- коэффициент, учитывающий неоднородность физических свойств горных пород; к_н=0,9-1

С₀- показатель взрываемости горных пород;

d- диаметр скважин, м;

д₀- относительная плотность заряжения скважин;

и - переводной коэффициент от аммонита №6ЖВ к другим ВВ

С₀=20+56е^{-0,2 f}

С₀ = 20 + 56 * 0,04 = 22,24

Значение е^{-0,2 f} в зависимости от коэффициента горных пород по шкале проф. М.М.Протодьяконова выбирается по таблице 4.11

Таблица 4.11

F	4	6	8	10	12	14	16	18	20
е-0,2 f	0,45	0,3	0,2	0,14	0,09	0,06	0,04	0,03	0,02

Значения относительной плотности заряжения д₀ и преводного коэффициента для различных типов ВВ выбираются по таблице 4.12

В качестве взрывчатого вещества выбираем Аммонит №6ЖВ

Таблице 4.12

Тип ВВ	д0	и
Аммонит №6ЖВ	1-1,2	1
Зерногранулит	1,1-1,2	1
В гранулит АС-8	1-1,2	1,15
Гранулит АС-4	1,1-1,2	1,1
Игданит	0,9-1	0,9

щ = 1*22,24*0,105*(1*1)^1/2= 2,9232

Число скважин в слое и расположение зарядов определяем графическим путем, полученные данные сводим в таблицу №8.

Взаимное расположение веерных скважин определяется максимальным а_mах расстоянием и минимальными а_min расстоянием между концами соседних скважин

а_mах =1,5-1,7 w,

а_mах = 3,45 м,

а_min = 0,5-0,7 w,

а_min = 1,15 м.

длина заряда ВВ также определяется по чертежу: из центра бурения проводят 2 окружности радиусом соответственно 1 w и 3 w ( при недозаряде скважин через одну)

Таблица 4.12

Номера скважин	Длина, м	Масса заряда, кг
	Скважины	Заряда ВВ
1	2	3	4
1	36	34	295,8
2	36	30	261
3	36	34	295,8
4	36,6	30,6	266,22
5	37,6	31	269,7
6	27,6	21,4	186,18
7	20	18	156,6
8	14,6	8,8	76,56
9	11	9,6	83,52
10	9	3	26,1
Итого	L = 264,4	Lз =	Q = 1917,48

q - масса заряда на одну скважину, кг.

при диаметре скважины на 1 м. скважины приходится 8,7 кг.

Количество рудной массы, добытой из слоя, т

Д_сл=(Вh-S_б) w гк_и.р./1-р (4.32)

где В - ширина слоя, м;

h- высота слоя, м;

S_б - поперечное сечение буровой выработки, м²

к_и.р. - коэф.извлечения руды;

w - Л.Н.С.,

г- плотность руды, т\м³;

р- коэф. разубоживания.

Д_сл = (12,5*36-18)*2,3*1,2*0,9/1-0,03 = 3999,2 т.

Фактический удельный расход ВВ на 1 тонну добытой рудной массы, кг/т

q_ф=Q/Д_сл (4.33)

где Q- общий расход ВВ,кг

q_ф = 1917,48/3999,2 = 0,47

Длина скважин на 1000 т отбитой рудной массы

к₁=1000L/Д_сл (4.34)

где L - суммарная длина скважин на слой, м

к₁=1000*264,4/3999,2 = 66,11

Выход рудной массы с 1 м скважины, т

к₂=1000/к₁ (4.35)

к₂=1000/66,11 = 15,12

Продолжительность бурения скважин в слое, смен

t_б=L/n_бП_б (4.36)

где n_б- число буровых станков в работе

П_б- эксплуатационная производительность бурового станка, м/смену.

Для бурения скважин выбираем буравой станок SOLO 1020 со сменной производительностью П_б =200 м/смену.

t_б = 264,4/1*200 = 1,3 смен,

Трудоемкость работ по бурению скважин в слое, чел-смены

N_б=n_рt_б (4.37)

где n_p- число рабочих по бурению

N_б = 2*1,3 = 2,6 чел-смен

Трудоемкость работы по бурению скважин на 1000 т добытой рудной массы

N_бо=1000N_б/Д_сл (4.38)

N_бо = 1000*2,6/3999,2= 0,65

Продолжительность заряжения скважин, смен

t₃ = Q / n₃ П₃ (4.39)

где n₃ - число зарядных устройств;

П_з - эксплуатационная производительность зарядного устройства, кг/см.

Для заряжания скважин используем порционный

зарядчик ЗП-5 с производительностью П_з = 9000 кг/смену,

t₃ = 1917,48/1*9000 = 0,21 смен,

Трудоемкость работ по заряжению скважин

N₃=n_pt₃ (4.40)

где n_р- число рабочих , занятых на заряжении скважин

N₃ = 1*0,21 = 0,21 чел - смен,

Трудоемкость работ по заряжению скважин 1000 т добытой рудной массы

N₃₀ = 1000 N₃ / Д_сл (4.41)

N₃₀ = 1000*0,21/3999,2= 0,05

Продолжительность погрузки руды (уборки отбитой руды)

t_у.п.о= Д_сл /n_уП_у (4.42)

где n_у - количество механизмов, занятых на уборке отбитой руды,

П_у - эксплуатационная производительность, м/смену.

Для уборки руды используем Кавасаки(KSSM-9) с производительностью121 м³/смену, П_у = 121*3,8 =380 т/смену

t_у.п.о= 3999,2/2*380 = 5,2 смен,

Трудоемкость работ по погрузке, чел-смены

N_у=n_рt_у.п.о (4.43)

где n_р- число рабочих занятых на погрузке.

N_у = *5,2 =5,2

Трудоемкость на погрузке 1000 т добытой рудной массы

N_д0=1000 N_у/Д_сл (4.44)

N_д0 = 1000*5,2/3999,2 = 1,3

Время на проветривание по ЕПБ берем 8 часов.

Распределение производственных процессов по сменам сводится в таблицу № 9

где на каждый производственный процесс отводится определенное количество смен, полученных при расчете в пунктах 5.1 и 5.2

Таблица №4.13 Продолжительность работ

Производственные процессы

1 сутки

2 сутки

3 сутки

4 сутки

1см

2см

3см

1см

2см

3см

1см

2см

3см

1см

2см

3с

Бурение

Заряжание и взрывание

Проветривание

Уборка руды

Продолжительность цикла составляет t _ц = 8,2 смен,

Внимание! Дальнейший расчет организации работ будет осуществляться с учетом особенностей систем разработки

а) Системы с открытым очистным пространством

В системах разработки с открытым очистным пространством обычно применяется двухстадийная отработка блока- выемка камеры и целиков. Исключение составляет камерно-столбовая с постоянными целиками.

Среднесуточная производительность блока ( добычного участка) при выемке камеры

Р_о.к. = Д_ц.к / t_н.к(4.45)

где Д_ц.к. - количество добываемой в камере рудной массы за цикл работ, т;

t_н.к - продолжительность цикла работ в камере, смен

Р_о.к. =3999,2/6=666,5

Число блоков в одновременной работе для обеспечения заданной годовой производительности рудника при выемке камер

n_{о.к. =} К _о.к. А / т Р_о.к. (4.46)

где К_о.к. - доля добычи рудной массы из камеры ; см. табл. № 2 (7графа)

А - годовая производительность рудника, т;

y - коэффициент резерва=1,2-1,3;

т - число рабочих дней в году;

Р_{о.к -} среднесуточная производительность камеры, т.

n_{о.к. =0,93х1000000х1,3/30,5х666,5=5,94}

4.2.6 Технико-экономические показатели при выемке камеры (блока)

Расход ВВ на 1 т. добытой рудной массы - 1917,48кг

Фактический удельный расход ВВ на 1 тонну добытой рудной массы, 0,47 кг/т

Трудоемкость работ на 1 цикл, рассчитывается при отработки только камеры:

Бурильщиков

x y z = A

1·1·0,86 =0,86 чел-смен.

где х - число бурильных установок,

у - количество рабочих, обслуживающих установки,

z - количество смен, занятых на бурении скважин или шпуров.

Зарядчиков

x y z = Б

1·1·0,21 = 0,21 чел-смен.

где х - число зарядных установок,

у - количество рабочих, обслуживающих установки,

z - количество смен, отведенных на заряжание скважин или шпуров.

Машинистов, занятых на погрузке горной массы

x y z = В

1·1·5,2 = 5,2 чел-смен.

где х - число машин,

у - количество рабочих, обслуживающих установки,

z - количество смен, отведенных на уборку отбитой руды.

Производительность труда, т/смену:

Бурильщика

Р_б = Д_сл / А,

Р_б =3999,2/0,86 =4650,23 т/смен

где А - трудоемкость работ бурильщика.

Рабочего по камере

Р_к = Д_сл /А+Б+В,

Р_к = 3999,2/0,86+0,21+5,2 =20 рабочих

где А, Б, В - трудоемкость работ.

4.2.7 Расчет текущей подготовки и нарезки блока

Максимальное число рабочих мест в сутки

n_max = M/t_k (4.47)

n_max = 412,22/24,4 = 17 рабочих

где М - суммарная трудоемкость подготовительных и нарезных работ чел. смены;

t_К - продолжительность критического пути на сетевом графике, сутки

Проектный численный состав (обычно принимают меньше n_max, n = 3 > n_max) должен соответствовать числу рабочих смен в сутки и возможному фронту работ по сетевому графику; удовлетворять требованиям Правил безопасноcти при выполнении горных работ.

Число добычных участков в одновременной подготовке и нарезке, соответствующее числу проходческих бригад одновременной работе

N = n₀t/(t₀-t_p) (4.48)

N = 6·0,8/(6- 0,5) = 1 участок

где n₀ - число блоков в одновременной очистной выемке, обеспечивающее заданную годовую производительность рудника;

t - продолжительность подготовки и нарезки блока по календарному плану выполнения подготовительно-нарезных работ, мес;

t_о - продолжительность очистной выемки блока, мес.;

t_Р - резерв времени, t_p=0,5.

Принимаем N₁> N (до целого в сторону увеличения).

Максимальная (без учета резерва времени) продолжительность подготовительно - нарезных работ, мес.

t_max=N₁t₀/n₀(4.49)

t_max = 1·6/6 = 1 мес.

Принимаем минимальный резерв времени на подготовительно-нарезные работы

t _pmin=0,1t_max (4.50)

t_pmin = 0,1·1 = 0,1 мес

Максимально допустимая продолжительность подготовительно-нарезных работ (с учетом резерва времени)

t_max=N₁(t₀-t_pmin)/n₀ (4.51)

t_мах = 1·(6 - 0,08)/6 = 7 мес

минимальный состав проходческой бригады

n_min=M/t_max (4.52)

n_min = 412,22/7 = 15 человек

значение n_min, согласуем с числом рабочих смен в сутки и принимаем так, чтобы

где n - принятый ранее состав проходческой бригады в сутки, чел

Уточняем

а) продолжительность подготовительно-нарезных работ

t₁=M/n₁ (4.53)

t₁ = 412,22/16 = 25,27 дней = 0,85 мес

б) резерв времени на подготовительно - нарезные работы

Дt_p=t_max-t₁ (4.54)

Дt_p = 25,72-1 = 11,15 мес = 334,5 дня.

4.2.8 Технико-экономические показатели по системе разработки

Количество подготовительных и нарезных выработок на 1000 т подготовленного к очистной выемке запасов руды - 1,7 м,

Доля добычи рудной массы, %:

* из подготовительных и нарезных работ - 1 %

* при выемке камеры - 99 %

Среднесуточная производительность, т:

* рудника - 189 т

Продолжительность работ, смен:

* при отбойке и доставке руды из камеры - 8,2смен

Число блоков в одновременной работе:

* при отбойке и доставке рудной массы из камеры - 6 блоков

Расход ВВ, кг/т:

* при выемке камеры - 0,47 кг/т

Потери руды, %:

* при выемке камеры - 7%

Разубоживание руды %:

* при выемке камеры - 7 %

5.ЭКОНОМИКА ПРЕДПРИЯТИЯ

5.1 Расчет капитавложений на оборудование

Оборудование	Количество	С.П.Руб	Стр.р.	См.р.	Спр.р.	Сбал.р.
Мономатик 105-40	1	7518160	75181,6	75181,6	37590	7706114
Кавасаки (KSSM-9)	1	6890340	34467	34467	68903,4	7648277,4
Соло 1050	1	15230480	761524	761524	152304,8	16905832,8
ЗП-5	1	12500	625	625	-	13750
Набрызо-бетонная машина	1	29500	14750	14750	2950	327450
	Прибыль оборудования от пп1-5 30% 9780427,26
	Итого 42381851,46

5.2 Годовая сумма амортизации

Оборудование	Количество единиц	Стоимость баланса, руб.	Норма амортизации,%	Сумма амортизации (годовая),руб.
Мономатик	1	7706114	25	1926628,5
Кавасаки (KSSV-9)	1	7648277,4	25	1912069,35
Соло1050	1	16905832,8	25	4226458,2
ЗП-5	1	13750	33,3	4578,75
Набрызо-бетонная машина	1	327450	25	81862,5
Прибыль оборудования	9780427,26	25	2445106,81
Итого			10596704,11

5.3 Расчет на материалы и сжатый воздух

Наименование материалов	Единица измерения	Норма расхода 1м	Цена единицы, руб.	Общее количество	Сумма
ВВ(аммонит №6 ЖВ)	кг/м	2,7	14,8	961875,43	1423576,3
ЭД	шт/м	6,08	23,29	28500	663765
ОШ	м/м	0,5	1,97	17812,5	35090,6
Коронки для перфораторов	шт/м	0,11	547	39187,5	21435562,5
ЗП (зажигательный патрон)	шт/м	0,02	5,76	7125,6	41040,6
Прокат черных металлов	кг/м	0,005	45,5	1781,2	81044,6
Шланги	м/м	0,0025	106	890,6	94403,6
Трубы	м/м	0,04	160	14250,8	2280000
Штанги	шт/м	0,0027	5034,97	962,4	4843641,1
Провод взрывной	м/м	0,2	0,85	71250	60562,5
Трос стальной	кг/м	0,1	27,53	35625,3	980756,2
Цемент на крепление	кг/м	1,12	6,8	399000,8	271320,4
Рукава вентиляционные	м/м	0,0025	106	890,6	94403,6
ЭЗОШ	шт/м	0,01	9,62	3562,5	34271,2
Металлическая сетка		0,005	58	1781,2	103309,6
Сжатый воздух	м/мин				86204326,6
Прочие материалы					148206843,2
Всего					74401284,1
Итого					356509254,4

5.4 Расчет заработной платы

Специальность	Кол-во	Тариф ставка	ФРВ	Зарплата по тарифу	Премия (70%)	Основная зарплата	Урал. коэф-т(15%)	Фонд оплаты труда
Бурильщик	2	53,96	23560	105060,12	73542,08	200732,1	30109,81	230841,91
Взрывник	6	44,96	22130	87537,12	61275,98	170943,1	25641,46	196584,56
Машинист (ПДМ)	3	53,96	23560	105060,12	73542,08	200732,1	30109,81	230841,91
Проходчик	6	53,96	23560	105060,12	73542,08	200732,1	30109,81	230841,91
Крепиль-щик	2	44,96	22130	87537,12	61275,98	170943,1	25641,46	196584,56
Горно- рабочий	4	44,96	22130	87537,12	61275,98	170943,1	25641,46	196584,56
Электро-слесарь	3	29,70	18570	57825,9	40478,13	116874,03	17531,1	134405,13
Итого по рабочим						1231899,6	365435,81	2801736

ФОТ Бурильщиков	230841,91х6х1,1=1523556,6
ФОТ Взрывников	196584,56х6х1,1=1297458,09
ФОТ Машинистов	230841,91х6х1,1=1523556,6
ФОТ Проходчиков	230841,91х8х1,1=1523556,6
ФОТ Крепильщиков	196584,56х8х1,1=2031408,8
ФОТ Горнорабочих	196584,56х8х1,1=2031408,8
ФОТ Электрослесарей	134405,13х3х1,1=443536,92
Фот рабочих	9975282,41

Специальность	Количество	Оклад	Премия	Оклад+ Премия	Уральский коэф-т	ФОТ
Горный мастер	1	273612	95764,21	369376,21	55406,43	424781,64
Зам.начальника участка	1	358605	125511,75	484116,75	72617,51	556734,26
Начальник участка	1	456030	159600	615630	92344,5	707974,5

ФОТ Мастеров	424781,63х3=1274344,92
ФОТ Зам начальников	556734,26х3=1670202,70
ФОТ Начальников	707974
ФОТ ИТР	3652522,2
Общая ФОТ Рабочих и ИТР	13627804,61

5.5 Отчисления на соцстрах

ФОТ	%	Значения
13627804,61	26	3543229,19

20%-Пенсионный фонд

2,9%-Социальное страхование

2%- Территориальное медицинское страхование

1,1%- Федеральное медицинское страхование

5.6 Расчет себестоимости

№	Затраты	Значения
1	Материальные затраты	356509254,4
2	Оплата труда	13627804,61
3	Отчисления на социальные страхования	3543229,19
4	Амортизация	10596704,11
5	Прочие расходы	20680430,21

6. ОХРАНА ТРУДА

Все вновь поступающие на шахту или переводимые с одной работы на другую обязаны пройти предварительное обучение по технике безопасности, изучить правила пользования самоспасателями и первичными средствами пожаротушения, ознакомиться с планом ликвидации аварий и запасными выходами из шахты. Кроме этого, они должны получить санитарно-технический инструктаж, в процессе которого рабочие знакомятся с правилами оказания самопомощи, взаимопомощи и правилами поведения при авариях или несчастных случаях.

Продолжительность предварительного обучения устанавливается:

для рабочих поступающих на подземные работы, ранее не работавших на шахтах, -- 5 дней, ранее работавших на шахтах -- 3 дня, переводимых на работу по другой профессии -- 2дня;

После прохождения обучения рабочие сдают экзамены комиссии под председательством главного инженера или заместителя по технике безопасности и под личную расписку получают инструкции по безопасным, методам работы.

Вводный инструктаж содержит общие положения по охране труда и требования безопасности и производственной санитарии, соблюдение которых исключает возможность воздействия на работника опасных и вредных производственных факторов на территории предприятия (организации) и в структурных подразделениях. Вводный инструктаж проводится работником службы охраны труда и техники безопасности, имеющим специальное техническое образование и производственный опыт, по программе, утвержденной главным инженером предприятия (организации). Для проведения инструктажа по вопросам производственной санитарии и пожарной охраны целесообразно привлекать соответствующих специалистов. Вводный инструктаж проводится в кабинете по технике безопасности или в специально оборудованном помещении с использованием наглядных пособий (инструкций, плакатов, натурных экспонатов, кинофильмов, диапозитивов, диафильмов, макетов и т. д.), соответствующих достижениям современной науки и техники применительно к специфике данного производства, а также с разбором характерных несчастных случаев, имевших место на производстве.

Первичный инструктаж на рабочем месте проводят все вновь принятые рабочие, в том числе и переводимые из других цехов, шахт, карьеров, а также с одной работы на другую внутри производственного участка. Первичный инструктаж на рабочем месте проводит индивидуально с каждым рабочим непосредственный руководитель работ (мастер, начальник участка), он знакомит с оборудованием и наличием опасных мест, раскрывая методы правильной и безопасной работы на данном рабочем месте или по данной специальности.

Вновь поступившие рабочие, не имеющие достаточного опыта и навыков в работе, прикрепляются к квалифицированным работникам для практического обучения безопасным приемам и методам работы. Обучение на рабочем месте ведется под руководством инженерно-технического работника по программе, утвержденной начальником подразделения.

Все рабочие, независимо от квалификации и стажа работы, не реже двух раз в год проходят повторный инструктаж по программе первичного инструктажа на рабочем месте, за исключением рабочих, которым из-за специфических особенностей выполняемых работ отраслевыми или общими правилами по технике безопасности установлены более сжатые сроки повторного инструктажа. Повторный инструктаж рабочих проводится мастером производственного участка под контролем начальника цеха или его заместителя.

Инструктаж начинается с ознакомления с приказами и распоряжениями, информационными письмами, направленными на предупреждение несчастных случаев и нарушений.

Внеочередной инструктаж с рабочими проводится: при временном или постоянном переводе на другую работу в условиях одного цеха (шахты, карьера) или производственного участка; при изменении или внедрении нового технологического процесса, замене или модернизации оборудования, приспособлений, инструмента и т. п.; в связи с применением новых материалов, веществ и в случаях, когда ранее известные персоналу требования правил безопасности оказались недостаточными из-за изменения условий работы; при несчастных случаях или нарушениях инструкций по технике безопасности, технологии производства; при продолжительных перерывах в работе; перед началом работ повышенной опасности, выполняемых по наряду-допуску, проекту организации работ и т. д.

Обучение в связи с временным переводом на другую работу проводится в объеме первичного инструктажа на рабочем месте с объяснением всех требований правил безопасности, знание которых необходимо для выполнения новой работы. При этом инструктируемым показываются наиболее рациональные и безопасные приемы работы непосредственно на рабочем месте.

Допустимые нормы и концентрации вредных производственных факторов

В соответствии с требованиями предельно допустимые концентрации вредных веществ должны определяться при температуре, равной 20 °С, атмосферном давлении 0,1 МПа.

Согласно этим требованиям устанавливаются следующие величины предельно допустимых концентраций вредных газов по объему, %:

Окислы азота в пересчете на NO2	0,00026
окись углерода СО	0,0017
ангидрид сернистый SO2	0,00038
сероводород H2S	0,00071
акролеин	0,000009
формальдегид	0,00004

Кроме того, в составе рудничного воздуха допускается наличии углекислого газа СО₂ на рабочем месте не более 0,5%, и выработках с общей исходящей струей -- 0,75%, при проведении работ по завалу и восстановлению выработок -- до 1 %. Повышенное содержание пыли в воздухе рабочей зоны также является вредным производственным фактором.

Пыль, как вредный производственный фактор, источники пылеобразования и борьба с пылью

Пылевыми характеристиками являются: удельные пылеобразование и выход пыли, интенсивности пылеобразования и пылепоступления, запыленность воздуха.

При бурении шпуров и скважин образуется значительное количество пыли, причем запыленность воздуха зависит от крепости пород, скорости бурения, конструкции буровой коронки и степени ее затупления, процесса забуривания и очистки шпуров и скважин перед заряжением, числа работающих перфораторов, взметывания ранее осевшей пыли, расхода и давления воды и сжатого воздуха и др.

Пылеулавливающие устройства применяются и при проходке восстающих.

При бурении глубоких скважин станками НКР-100 М применяются шламоуловители.

Они предназначены для улавливания пыли и шлама на всех стадиях бурения (включая забуривание) восходящих, горизонтальных и нисходящих скважин.

При уборке и погрузке горной массы пылеподавление осуществляется увлажнением и орошением.

Безопасность производства работ

Запрещается нахождение людей в очистном пространстве камер на всех стадиях производства работ.

В начале каждой смены и в процессе работы в очистном забое должна проводиться проверка состояния кровли и стенок выработок путем осмотра и простукивания. При появлении признаков опасности отслоения, производится оборка отслаивающейся руды или породы, а при необходимости устанавливается дополнительная крепь. Сборка производится при помощи специального инструмента с прочного основания и из безопасного места. Во время осмотра, простукивания и оборки кровли и стенок очистного пространства другие работы в очистном пространстве не производятся.

В зоне осматриваются кровля и бока выработок, а в местах с визуально выявленными нарушениями обираются заколы.

При обнаружении нарушений в целиках и кровле, снижающих их устойчивость, дальнейшая работа прекращается до выполнения дополнительных мероприятий, обеспечивающих устойчивость кровли и целиков.

При обнаружении признаков самообрушения в камере работы немедленно останавливаются, люди выводятся в безопасное место, а выработки, находящиеся в зоне влияния обрушения, ограждается для предупреждения входа в них людей.

Очистное пространство камеры на всех горизонтах ограждается в соответствии с типовым проектом.

В шахтах, где производится локомотивная откатка, на каждом действующем горизонте должны быть оборудованы локомотивные и вагонные депо.

Выпуск на линию, проведение осмотров, связанных с эксплуатацией локомотивов, осуществляется в порядке, предусмотренном технологическими регламентами и системой производственного контроля, с регистрацией результатов в специальных книгах.

В головной и хвостовой частях идущего поезда должны быть световые сигналы: на локомотиве фары, а на последней вагонетке - светильник с красным светом.

Для контактной откатки допускается применение постоянного тока напряжением не выше 600 В. Контактная сеть постоянного тока в подземных выработках должна иметь положительную полярность, а рельсовые пути - отрицательную.

Запрещается эксплуатация контактного провода, износ которого превысил 30%, - для провода сечением 100 мм ² и при износе более 20% - для проводов сечением 65 и 85 мм ² .

Высота подвески контактного провода должна быть не менее 1,8 м от головки рельса. На посадочных и погрузочно-разгрузочных площадках, а также в местах пересечения выработок, по которым передвигаются люди, с теми выработками, где имеется контактный провод, высота подвески должна быть не менее 2 м.

Расстояние от контактного провода до навала руды или породы в вагоне должно быть не менее 200 м.

Контактный провод в околоствольном дворе на участке передвижения людей до места посадки в вагонетки должен быть повешен на высоте не менее 2,2 м, а в остальных выработках околоствольного двора - не менее 2 м от уровня головки рельсов.

На время спуска и подъеме людей контактный повод должен отключаться на участке от ствола до посадочного пункта, расположенного в околоствольном дворе.

На закруглениях выработок должны устанавливаться автоматически опережающие локомотив сигналы в виде надписей «Берегись локомотива».

В откаточных выработках с автоматическими вентиляционными дверями на расстоянии тормозного пути от них должен быть установлен разрешающий сигнал для машиниста локомотива, срабатывающий при полностью открытых дверях.

Локомотив при движении должен находиться в голове состава. Локомотив может находиться в хвосте состава только при выполнении маневровых операций.

Запрещается на одних и тех же участках пути совмещения локомотивной откатки с другими видами откатки, а также совмещение откатки аккумуляторными и контактными электровозами. Въезд электровоза на эстакаду (отвал) разрешается только в хвосте состава.

К управлению локомотивом должны допускаться только лица, получившие соответствующую квалификацию и имеющие удостоверение на право управления локомотивом.

При перерывах в работе откатки длительностью свыше смены и ремонте контактной сети контактный провод на участке, где работы прекращены, должен быть отключен и заземлен на данном участке пути.

Большое внимание следует уделять контролю за креплением канатов к скреперу. Канатные коуши в местах крепления канатов должны быть тщательно заделаны, а концы каната обмотаны мягкой проволокой.

Решающее влияние на долговечность и режим работы скрепера оказывает состояние скреперной дорожки. При транспортировании породы по неровной почве выработок возможны заклинивания рабочей кромки и, кА следствие, рывки скрепера, динамические нагрузки на канат и потери груза, находящегося в скрепере. При правильном подборе размеров и массы скрепера влияние этих факторов уменьшается. Положительное влияние оказывает на показатели работы скрепера и его долговечность, наличие армированной скреперной дорожки. На практике применяют различные способы армировки дорожек - металлическими листами, рельсами и т.д.

Заряжение скважин при разделке отрезной щели и при отбойке камерных запасов может производиться с навала горной массы, с зарядной машины, со специальных полков. Сопряжение выработки, из которой производится заряжение скважин, с очистным пространством камеры может быть заполнено горной массой и может быть открытым (т.е. незаполненным горной массой). Для безопасного производства район при заряжании скважин быть разработаны паспорта и мероприятия по безопасному ведению взрывных работ.

Взрывание негабаритов в очистном пространстве камер производится накладными зарядами ВВ, подаваемых при помощи шестов на взрываемый негабарит без захода взрывника в очистное пространство камеры.

На все работы, производимые в буровых выработках или заездах с выходом в открытую камеры, начальником участка должны быть выданы наряды с указанием конкретных мер безопасности в Книге нарядов.

Противопожарные мероприятия при оборудовании складов

Для хранения противопожарных материалов, оборудования, огнетушителей и различных приспособлений на каждой шахте оборудуются склады на поверхности, расположенные на расстоянии не более 100 м от надшахтного здания, связанные со стволом шахты или штольней рельсовыми путями, и подземные склады на каждом действующем горизонте шахты.

Склады противопожарного оборудования и материалов запрещается располагать в надшахтном здании. Исключение составляют склады, размещенные в изолированном помещении надшахтного здания, выполненного из сборного железобетона.

Согласно ЕПБ склад должен быть укомплектован средствами пожаротушения, необходимыми материалами, инструментами и инвентарем в количествах, установленных «инструкцией по пожарной охране шахт»

Запрещается использование материалов, инструментов и средств пожаротушения и др., находящихся в противопожарных складах, на нужды, несвязанные с ликвидацией аварий. Материалы, изъятые со складов, при ликвидации пожаров, должны быть пополнены в течение суток.

Номенклатура оборудования, инструментов и материалов, находящихся в противопожарных складах, приведена ниже.

Таблица - Номенклатура оборудования, инструментов и материалов, находящиеся в складах

№ п/п	Наименование	Склад на поверхности	Подземный склад
1.	Огнетушитель ручной	2	20
2.	Заряд к ручным огнетушителям	60	60
3.	Пожарный рукав(резиновый шланг) с гайками Рота	200	-
4.	Пожарный ствол	2	2
5.	Лом	5	2
6.	Кайло	5	2
7.	Лопата породная	5	4
8.	Пила поперечная	5	2
9.	Топор	5	2
10.	Ведро железное	5	5
11.	Носилки рабочие	4	2
12.	Гвозди 100-150 мм, кг	20	10
13.	Цемент гидрофобный в полиэтиленовых мешках, т	1	-
14.	Бетониты или облегченные блоки размером 25 х25 х50 см	1200	600
15.	Песок	10	3
16.	Глина	10	3

Проверку наличия необходимого оборудовании, инструментов, материалов и др. в складах осуществляют работники ВГСЧ совместно с ПВС.

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

Агошков М.И., Мальков Г.М. Подземная разработка рудных месторождений. - М: Недра, 1996.

Григорьев В.Н., Дьяков В.Л. Транспортные машины и комплексы подземных разработок. - М: Недра, 1976.

Баранов А. О. «Проектирование технологических схем и процессов подземной добычи руд», справочное пособие. - М: Недра, 1993.

Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и рассыпных месторождений подземным способом. - М: НПО ОБТ, 1992.

6.Правила технической эксплуатации рудников, приисков и шахт.- М: Недра, 1991.

Размещено на Allbest.ru