Система этажно-принудительного

Обрушения в «зажатой» среде

    

Параметры выемочной панели 50х65х113 м, объем 367500 м³, эксплуатационные запасы: 367500х0,9х1,17х3,76=1380000 т.

Подготовка панели заключается в проходке откаточных ортов через 50 м, на уровне кровли которых проходятся конвейерные штреки на расстоянии 12,5м друг от друга. На конвейерные штреки выходят камеры для вибропогрузочных установок ВДПУ, из которых проходятся выпускные дучки.

Для вентиляции и хозяйственных целей в лежачем боку рудной залежи проходятся два восстающих.

Разбуривание массива глубокими скважинами предусматривается с 2-х буровых горизонтов. Максимальная глубина скважин 25-30 м.

Направление отработки от висячего блока к лежачему, участками длиной по простиранию 50 м. Для доставки на подэтажи людей и оборудования с гор-135 м на гор-55 м через 200 м по простиранию проходятся лифтовые подъемники с выходом на буровые горизонты.

 

 

                        

 

    

Подготовительно – нарезные работы

На горнопроходческие работы предстоит выполнять ежегодно следующие объемы работ:

а) горизонтальные выработки -5800 п. м или 37000 м³;

б) вертикальные выработки – 700 п.м или 4500 м³.

На проходке горизонтальных выработок намечается применение оборудования:

а) откаточные выработки – ПНБ-3К, МПР-6, ВПК-7, СБКНС-2;

б) подэтажные выработки – СБКН-2п, 1ПДН-2, ПДВ-2.

Проходка восстающих выработок с применением проходческих полков КПВ-1а, КПН-1, КПРС.

 

 

 

 

  Выбор способа и схемы проветривания шахты

 

Аэродинамическая связь подземных работ с поверхностью при разработке рудного тела 22, может возникнуть только в конце разработки гор-135. На период работы шахты, до выхода зоны обрушения на поверхность, всасывающий способ проветривания позволяет наиболее эффективно и экономично решить задачу обеспечения горных работ воздухов.

В конце разработки рудного тела 22 и, особенно при разработке Верхней рудной зоны (подкарьерные запасы), когда зоной обрушения будет подработан карьер, вследствие чего аэродинамическая связь с поверхностью окажется еще более активной – потребуется нагнетательно-всасывающий способ проветривания. То есть потребуется строительство вентиляционной установки у клетевого ствола или проходка нового вентиляционного ствола на центральной промплощадке.

Схема вентиляции принимается фланговой с расположением всасывающего вентилятора на фланговой вентиляционном стволе. Поступление свежего воздуха происходит по клетевому стволу.

 

                             

ГОРНАЯ ЧАСТЬ

           2.1Исходные данные для составления дипломного проекта

   - длина по падению L_пад=250м;

   - длина по простиранию L_пр=650м;

   - угол падения залежи α=45°;

   - мощность рудного тела m=35м;

   - глубина залегания рудного тела H=270м;

- крепость руды и породы по классификации профессора М.М.   Протодьяконова: f_руды=4÷6; f_породы-8;)

   - объемный вес руды γ=3,5т/м³;

   - потери - 15%;

   - разубоживание – 10%

 

   2.2Годовая производительность и срок существования рудника

   Балансовые запасы определяются по формуле:

где S_г – горизонтальная площадь, м²; h_р.т. – частота рудного тела, м; γ – объемный вес руды, т/м³.

где m_г – горизонтальная мощность рудного тела, м; L_пр – длина по простиранию, м;

m – средняя мощность рудного тела, m;

α – угол падения залежи, град;

   Высота рудного тела определяется по формуле:

   Извлекаемые запасы вычисляются по формуле:

где Q_бал – балансовые запасы, т; К_изв – коэффициент извлечения; ρ – коэффициент разубоживания;

   Годовая производительность рудника определяется по формуле:

где V – среднее годовое понижение выемки по всей рудной площади, т/м; γ – объемный вес руды, т/м³; К_и – коэффициент извлечения; К₁, К₂ – поправочные коэффициенты на угол падения и мощность рудной залежи; ρ – коэффициент разубоживания; S_г – горизонтальная площадь, м²;

   Срок существования рудника:

где Q_бал – балансовые запасы руды, т; А_г – годовая производительность рудника, т/год; ρ – коэффициент разубоживания руды;

   Общий срок существования рудника:

где Т – срок существования рудника, лет; t_раз – время, требуемое на развитие и до достижения полной производительности, лет; t_зат – время затухания рудника, лет;

   Высота этажа:

где V₀К₀ – стоимость проведения околоствольного двора, Т_г; V₀К₀=0,2+0,4·А_г=864000; L_э – протяженность горных выработок на этаже, м; L_э=2·L_пр+n_орт·l_орт=1690м; К_э – стоимость проведения 1м горной выработки, тг. К_э=10000 тг; L_к – средняя длина квершлага, м; К_к – стоимость проведения квершлага, тг; ρ – коэффициент разубоживания; S – площадь, м²; γ – объемный вес, т/м³; К_изв- коэффициент извлечения;

 

 

 

          2.3Вскрытие месторождения

Для вскрытия месторождения технически возможными являются следующие варианты:

1. вскрытие вертикальным стволом;

2. вскрытие наклонным стволом.

 

   2.3.1Технико-экономическое сравнение вариантов вскрытия

 

Наименование затрат	Вертикальным стволом, тг	Наклонным стволом, тг
Капитальные затраты
Главный ствол Вентиляционный ствол Квершлаг Надшахтные здания и сооружения Околоствольный двор Итого	1455·105 1305·105 135·105 135·105 875000 291725·103	1838·105 1305·105 18·105 135·105 875000 330475·103
Удельные капитальные затраты на 1т. Qизв Удельные капитальные затраты на 1т. Аг	14.6   224	16.5   254
Эксплуатационные затраты
Главный ствол Вентиляционный ствол Квершлаг Надшахтные здания и сооружения	606·104 653·104 121.5·103 638·104	656·104 653·104 162·103 638·104
Эксплуатационные затраты
Откатка по квершлагам Подъем Водоотлив Итого	90·106 214·106 230·106 554185000	12·106 230·106 287.5·106 549132000
Удельные эксплуатационные затраты на 1т. Qизв Себестоимость 1т. Руды Приведенные затраты	27.7   419.2	27.4   422.4

 

   Стоимость проведения главного ствола:

где К_с – стоимость проведения 1м ствола, тг; Н_ш – глубина главного ствола шахты, м;

   Стоимость проведения вентиляционных стволов:

где К_в.с. – стоимость проведения 1м вентиляционного ствола, тг; Н_в.с. – глубина вентиляционного ствола, м; n_в.с. – количество вентиляционного ствола.

   Стоимость проведения квершлагов:

Где п_к – количество квершлагов; L_к – соедняя длина квершлагов, м; К_к – стоимость проведения 1м квершлага, тг;

   Стоимость проведения надшахтных зданий и сооружений:

где А_г – годовая производительность рудника, т:

   Стоимость проведения околоствольного двора:

где А_г – годовая производительность рудника, т;

   Стоимость поддержания главного ствола:

где Н_ш – глубина главного ствола, м; Т_с – срок существования рудника, лет; Г_с – стоимость поддержания 1м ствола, тг:

   Стоимость поддержания вентиляционного ствола:

где Н_в.с – глубина вентиляционного ствола, м; Т_в.с. – срок существования рудника, лет; Г_в.с. – стоимость поддержание 1м вентиляционного ствола, тг; п_в.с. – число вентиляционных стволов;

   Стоимость поддержания квершлагов:

где п – число квершлагов; Г_к – стоимость поддержания 1м квершлага, тг; L_к – средняя длина квершлага, м; t – срок существования рудника, лет:

   Стоимость поддержания надшахтных зданий и сооружений:

где А_г – годовая производительность рудника, т; Т – срок существования рудника, лет:

   Стоимость откатки по квершлагам:

где Q_изв. – извлекаемые запасы, т; L_к – средняя длина квершлага, м; К_т – стоимость откатки 1т руды, тг:

   Стоимость подъема:

где Q_изв. – извлекаемые запасы, т; Н – глубина ствола, м; Н_э – высота этажа, м; К_п – стоимость подъема 1т руды, тг:

   Стоимость водоотлива:

где Q_изв. – извлекаемые запасы, т; Н – глубина ствола, м; Н_э – высота этажа, м; К_вд. – стоимость водоотлива, тг:

   По результатам приведенных затрат для вскрытия месторождения выбираем вертикальный ствол.

 

   2.4Определение оптимального места расположения основной вскрывающей выработки

   Выбор местоположения основного ствола на поверхности – ответственная задача при проектировании схем вскрытия, решение которой требует учета комплекса влияющих факторов.

   Известно, что идеальным местом расположения основного вскрывающего ствола является центральное его положение относительно запасов руды в рудничном поле. При этом сокращаются длины квершлагов, сроки вскрытия и подготовки этажа, достигается равномерность распределения воздуха по флангам и блокам и эффективнее используется подъемный транспорт.

   Место расположения основной вскрывающей выработки должно обеспечить надежную сохранность комплекса долговременных надшахтных зданий и сооружений, то есть она должна быть расположена за предполагаемой зоной сдвижения вмещающих горных пород, с учетом ширины предохранительной бермы не менее 50м.

   Наиболее известным и простым способом является правило академика Л.Д. Шевякова: «При сосредоточивании грузов на прямой по условию минимальной работы по транспортировке ствол шахты должен быть расположен в месте сосредоточения такого груза, который, будучи прибавлен к сумме других, расположенных от него влево, дает сумму, большую суммы грузов, расположенных вправо, а будучи прибавлен к правым грузам, дает сумму, большую сумму левых».

;

 

R₁=q₁·600=945000000                                R₁′=q₁·600=945000000                                                              R₂=q₂·550=866250000                           R₂′=q₂·550=866250000

R₃=q₃·500=787500000                           R₃′=q₃·500=787500000                                                                   

R₄=q₄·450=708750000                           R₄′=q₄·450=708750000                                                                  

R₅=q₅·400=630000000                           R₅′=q₅·400=630000000                                                                        

R₆=q₆·350=551250000                           R₆′=q₆·350=551250000                                                                     

R₇=q₇·300=472500000                           R₇′=q₇·300=472500000                                                               

R₈=q₈·250=393750000                           R₈′=q₈·250=393750000                                                               

R₉=q₉·200=315000000                           R₉′=q₉·200=315000000                                                                      

R₁₀=q₁₀·150=236250000                        R₁₀′=q₁₀·150=236250000                                                                

R₁₁=q₁₁·100=157500000                        R₁₁′=q₁₁·100=157500000                                                                   

R₁₂=q₁₂·50=78750000                            R₁₂′=q₁₂·50=78750000

   Используя данные R_n и R_n′, строим график, по которому определяем основное местоположение ствола.

   Главный ствол целесообразно расположить относительно середины.

 

   2.5Выбор и сравнительная оценка системы разработки

   Для предварительного отбора по горно-геологическим и горнотехническим факторам выбираем следующие системы разработки:

- система разработки этажного самообрушения руды и вмещающих пород;

- система разработки слоевого обрушения;

- система разработки горизонтальными нисходящими слоями с твердеющей закладкой;

- система разработки этажного принудительного обрушения на нижние компенсационные камеры;

- система разработки с креплением и закладкой очистного пространства;

- система разработки подэтажного обрушения с отбойкой руды вертикальными слоями в зажатой среде;

- система разработки подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды;

- система разработки подэтажного самообрушения.

   Исходя их горно-геологических к горнотехническим условий месторождения выбираем наиболее приемлимые системы разработки:

- система разработки этажного самообрушения.

   Оценка технико-экономических показателей отобранных систем разработки.

   Технико-экономические показатели системы разработки этажного самообрушения руды и вмещающих пород: потери руды 15%, разубоживания 10%, производительность труда забойного рабочего 40-60 т/смену, расход подготовительно-нарезных выработок на 1000 т руды 3-4м; удельный расход ВВ 0,1кг/т.

   Технико-экономические показатели системы разработки подэтажного самообрушения: потери 12%, разубоживание 8%, производительность забойного рабочего 30-50 т/смену, расход подготовительно-нарезных выработок на 1000т руды составляет 6-8м, удельный расход ВВ 0.15-0.25кг/т.

   Система разработки этажного самообрушения по сравнению с системой разработки подэтажного самообрушения имеет преимущества в производительности забойного рабочего и в удельном расходе ВВ, но уступает по разубоживанию и потере руды.

   Окончательный выбор системы разработки производим с помощью методики О.А. Байконурова.

   По методике О.А. Байконурова сравнительная оценка отобранных систем разработки и выбор среди них наиболее рациональной производится по совокупности технико-экономических показателей, принимаемых в качестве критериев, исполтьзуя метод нормативных отклонений.

I Система разработки с этажным самообрушеним руды и вмещающих пород.

  1 Производительность труда забойного рабочего

2 Удельный расход подготовительно-нарезных выработок

3 Полная рудничная себестоимость

где η – коэффициент соотношения полной и участковой себестоимости добычи 1т руды; С_пнв – затарты на проведение 1м³ подготовительно-нарезных выработок, тг/м³.

4 Стоимость проведения подготовительно-нарезных выработок

где С_пнр – стоимость проведения 1м³ подготовительно-нарезных выработок, тг/м³; S_пнв – среднее сечение выработок, м²; Р_пнв. – удельный расход подготовительно-нарезных выработок, м/т.

С_пнв.=12500·8·3/1000=300 тг/т

       Стоимость очистной выемки

где С_отб – себестоимость отбойки руды, тг/т; С_вып – себестоимость выпуска руды, тг/т; С_пд – себестоимость погрузки и доставки руды, тг/т; С_пвп – себестоимость поддержания выработки пространства, тг/т;

       Полная рудничная себестоимость по формуле:

       Коэффициент извлечения руды

       Коэффициент изменения качества руды:

       Извлекаемая ценность:

где С_у – содержание полезного компонента в балансовых запасах, %; Ц_о – коэффициент извлечения при переработке; Ц_о – оптовая цена конечного продукта, тг/т; Ц_н – коэффициент извлечения руды при металлургическом переделе; К_к – коэффициент изменения качества руды.

       Суммарные технологические затраты на получение конечного продукта

где С_д – полная рудничная себестоимость, тг/т; С_т – себестоимость транспорта руды до обогатительной фабрики, тг/т; С_п – себестоимость обогащения руды, тг/т; С_мк – себестоимость металлургического предела 1т концентрата, тг/т; С_тк – себестоимость транспорта 1т концентрата, тг/т; ρ – содержание полезного компонента в концентрате, %

       Ожидаемая прибыль с 1т руды

где Ц_и – извлекаемая ценность, тг/т; С_дтп – суммарные технологические затраты на получение конечного продукта, тг/т

      Относительная рентабельность

где Ц_и – извлекаемая ценность, тг/т; С_дтп – суммарные технологические затраты на получение конечного продукта, тг/т

      II Система разработки подэтажного самообрушения

      Производительность труда забойного рабочего

      Удельный расход подготовительно-нарезных выработок

      Стоимость проведения подготовительно-нарезных выработок по формуле

      Себестоимость очистной выемки по формуле

     Полная рудничная себестоимость по формуле

      Коэффициент извлечения руды

      Коэффициент изменения качества руды

      Извлекаемая ценность

      Суммарные технологические затраты на получение конечного продукта

      Ожидаемая прибыль с 1т руды

      Относительная рентабельность по формуле

 Составляем матрицу значений технико-экономических показателей по сравниваемым показателям:

50           40            K_¡^min=40      K_¡^max=50      K_¡^jo=50

3             6              K_¡^min=3        K_¡^max=6        K_¡^jo=3

1650       2640        K_¡^min=1650  K_¡^max=2640  K_¡^jo=1650

0.85        0.88         K_¡^min=0.85   K_¡^max=0.88   K_¡^jo=0.88

0.9          0.92         K_¡^min=0.9     K_¡^max=0.92   K_¡^jo=0.92

  7684       7854        K_¡^min=7684  K_¡^max=7854  K_¡^jo=7854

3960       5391        K_¡^min=3960  K_¡^max=5391  K_¡^jo=3960

  3725      2436         K_¡^min=2463 K_¡^max=3725   K_¡^jo=3725

94           46            K_¡^min=46     K_¡^max=94        K_¡^jo=94

    Из всех значений каждого критерия выбираются наибольшие K_¡^max и наименьшие K_¡^min значения. Лучшие значения обозначаются через K_¡^onm=K_¡^jo.

   Абсолютные отклонения значения критерия

                                  

                                       

                             

                             

                            

                           

                             

                              

                                   

 

   

   

   Норма вектора отклонения

   Норма вектора отклонения по системе разработки этажного самообрушения руды и вмещающих пород:

   Норам вектора отклонения по системе разработки подэтажного самообрушения:

   

           2.6Описание выбранной системы разработки

   Сущность системы разработки с этажным самообрушеним руды и вмещающих пород состоит в том, что рудную залежь, подготовленным этажным способом, разбивают на отдельные выемочные блоки, запасы руды в которых отрабатывают самообрушением на всю высоту этажа с выпуском руды под действием собственного веса, а управление кровлей осуществляется самообрушением вмещающих пород.

   Высота блока соответствует высоте этажа 50м, длина блока 50м, ширина блока соответствует мощности рудной залежи 100м.

   К горно-подготовительным работам относятся проведение откаточных и выемочных штреков, откаточных и вентиляционных штреков, откаточных ортов, вентиляционного восстающего на вышележащий горизонт, штреков под скреперную доставку и вентиляционных ортов на горизонте доставки.

   К нарезным работам относятся проведение выпускных выработок днища (дучек, разворонок дучек), буровых выработок по кровле дучек, отрезных выработок.

   Из буровых выработок оформляется подсечка блока. Подсечка блока производится взрыванием вееров глубоких скважин на высоту 10-15м на компенсационные выработки, развороненные дучки или на зажатую среду. Выпускные дучки и воронки оформляются перед обрушением руды. После массового взрыва из выпускных дучек доставка руды осуществляется по скреперному штреку на горизонте доставки лебедками типа 55ЛС с погрузкой через скреперные полки в вагоныВГ-4.5.

   Для контроля за процессом самообрушения руды и налегающих пород из выработок вентиляционного горизонта бурятся веера контрольных скважин.

 

   2.6.1Расчет процессов очистной выемки

           Толщина отбиваемого слоя ЛНС

где d – диаметр скважины, м; δ – плотность заряжания, доп.ед.; К_з – коэффициент заряжания; q_б – базовый удельный расход ВВ, кг/м³; m – коэффициент сближения скважинных зарядов.

   Расстояние между концами скважин

где W – линия наименьшего сопротивления, м:

   Количество заряда в 1м скважины

где d – диаметр скважины, м; ∆ - плотность ряда гранулита э, кг/см³; δ – плотность заряжания, доп. ед.; τ – коэффициент заряжания.

   Общая длина скважин на панель

где n_сл′ - количество слоев на панель отбиваемых из бурового штрека по простиранию рудной залежи, шт.; Σl′ - суммарная длина скважин в слое пробуренных из бурового штрека, м; n_сл″ - количество слоев на панель, отбиваемых из буровых камер, вкрест простирания рудной залежи, шт.; Σl″ - суммарная длина скважин в слое, пробуренных из буровой камеры.

   Количество слоев на панель, отбиваемых из бурового штрека

где B – ширина панели, м; W – линия наименьшего сопротивления, м

   Количество слоев на панель, отбиваемых из буровых камер

где m – мощность рудной залежи, м; b – ширина камеры, обуреваемой из бурового штрека, м; а – участок, не подлежащий обуриванию, м

   По формуле (2.4.6) находим

   Общая длина скважин на блок

где L_п – общая длина скважин на панель, м; n – количество панелей в блоке, шт.

   Объем отбиваемой руды на панель

где V_сл′ - объем руды в слое, отбиваемой из бурового штрека, т; n_сл′ - количество слоев на панель, отбиваемых из бурового штрека, шт.;V_сл″ - объем руды в слое, отбиваемый из буровой камеры, т; n_сл″ - количество слоев на панель, отбиваемых из буровых камер, шт.

   Объем руды в слое, отбиваемый из бурового штрека

где S_к – площадь обуреваемой камеры, м²; n_б.в. – количество буровых выработок, шт.; S_б.в. – площадь поперечного сечения буровой выработки, м²; W – линия наименьшего сопротивления, м; γ – плотность руды, т/м³

   Объем руды в слое, отбиваемый из буровой камеры

   По формуле (2.6.8) находим

   Объем отбиваемой руды в блоке

где V_п – объем отбиваемой руды на панель, т; n – количество панелей в блоке

   Выход руды с 1м скважины

где V_б – объем отбиваемой руды в блоке, т; L_б – общая длина скважин в блоке, м

   Длина скважин на 1000т отбитой руды

где L_б – общая длина скважин в блоке, м; V_б – объем отбиваемой руды в блоке, т

   Общий расход ВВ на панель

где Q_сл′- расход ВВ на один слой при отбойке руды из бурового штрека, т;           Q_сл″ - расход ВВ на один слой при отбойке руды из буровой камеры, т;                  n_сл′ - количество слоев на панель, отбываемых из бурового штрека, шт.;                    n_сл″ - количество слоев на панель, отбиваемых из буровых камер, шт.

   Расход ВВ на один слой при обойке руды их бурового штрека

где Σl_з.сл.′ - суммарная длина заряжания части скважин в слое, пробуренных из бурового штрека, м; ∆q – количество заряда в 1м скважины, кг/м

   Расход ВВ на один слой при отбойке руды и буровых камер

где Σl_сл″ - суммарная длина заряжаемой части скважин в слое, пробуренных из буровой камеры, м; ∆q – количество заряда в 1м скважины, кг/м

   По формуле (2.6.14) находим

   Общий расход ВВ на блок

где Q_п – общий расход ВВ на панель, кг; n – количество панелей в блоке, шт.

   Фактический удельный расход ВВ

где Q_б – общий расход ВВ на блок, кг; V_б – объем отбиваемой руды в блоке, т

    Объем негабаритных кусков

Где V_б – объем отбиваемой руды в блоке, т; γ – объемный вес руды, т/м³; P_нег – выход негабарита, %

   Расход ВВ на вторичное дробление

где V_нег – объем негабаритных кусков, м³; q_вт – удельный расход ВВ на дробление 1м³ негабаритного куска, кг/м³

   Удельный расход ВВ на вторичное дробление

где Q_вт – расход ВВ на вторичное дробление, кг; V_р – объем отбиваемой руды в блоке, т:

   Общий удельный расход ВВ на 1т руды

   Длина ДШ на 1 панель

где Σl_СКВ – суммарная длина скважин в панели, м; N – количество скважин на панель, шт.

   Удельный расход ДШ на 1т руды

где Σl_дш – длина ДШ на 1 панель, м; V_р – объем отбиваемой руды в блоке, т

 

   2.6.2Расчет сменной производительности оборудования

          Сменная производительность НКР-100м

где Т_см – продолжительность смены, мин.; Т_пз – время на подготовительно-заключительные операции, мин.; Т_обсл – время на обслуживание рабочего места, мин.; Т_л.н. – время на личные надобности рабочих, мин.; t_о – основное время на единицу работ, мин.; t_во – вспомогательное время на единицу работы, мин.; а – время на отдых рабочих, мин.

   Сменная производительность Ульба-400

   Общая производительность ЛС-55

где V_с – емкость скрепера, м³; К_н – коэффициент наполнения скрепера в зависимости от кусковатости руды; К_в – коэффициент использования скреперной лебедки; t_см – продолжительность смены, мин; γ – объемный вес руды, т/м³; L – длина скрепирования, м; V_гр – скорость движения груженного скрепера, м/с; V_р – скорость движения порожнего скрепера, м/с; t₁ – время пауз на конечных пунктах, с.

   2.7Расчет объемов работ

   Объем работ по бурению на цикл

где Σl_сл – суммарная длина скважин в слое, м; n – количество слоев, отбиваемых за цикл.

   Объем работ по заряжанию на цикл

где Q_сл – расход ВВ на один слой, кг; n – количество слоев отбиваемых за цикл.

   Объем работ по доставке руды на цикл

где V_р.сл. – объем руды, отбиваемый с одного слоя, т; n – количество слоев отбиваемых за цикл:

   Затраты времени по процессам

где V_¡ - объем работ по ¡-му процессу; Q_¡ - производительность единицы оборудования по ¡-му процессу.

   Затраты времени на бурение

   Затраты времени на заряжания

   Затраты времени на доставку

   Количество буровых станков НКР-100 в работе на цикл – 1 ед. Количество зарядных установок Ульба-400 на цикл – 1 ед. Количество скреперных установок ЛС-55 в работе на цикл – 2 ед.

   Продолжительность выемки руды с одного цикла

где t_б – затраты времени на бурение, см; t_зар – затраты времени на заряжание, см; t_пров – затраты времени на проветривание, см; t_д – затраты времени на доставку руды, см.

   Суточная производительность с цикла

где Д_ц – доставка с одного цикла, м; Т_ц – продолжительность одного цикла, сут.

   Число панелей в одновременной работе

где Д_год – годовая производительность рудника, т/год; К_ог.р – коэффициент выхода полезного ископаемого; P^сут_пл – суточная производительность с цикла, т/сут.; Т – число рабочих дней в году:

   Плановый объем добычи полезного ископаемого

где P^сут_пл – суточная производительность одной панели, т/сут.; N – количество панелей в одновременной работе:

 

 

 

 

ОПЕРАЦИИ	ВРЕМЯ, сутки	СУТКИ
		5	10	15	20	25	30	35	40
Бурение скважин   Заряжание и взрывание   Проветривание   Погрузка и доставка	10     3     1      10

 

Рисунок 1 – График цикличной организации очистной выемки

 

   2.8Расчет трудоемкости и себестоимости очистных работ

   Исходя из графика цикличной организации работ, целесообразно создать отдельные суточные специализированные бригады: бурильщиков, скреперистов и рабочих взрывников.

   Суточная специализированная бригада бурильщиков обслуживают 2 панели. Всего на очистных работах достаточно иметь 1 суточную специализированную бригаду бурильщиков (2 панели: 2 панели 1= бригада). Бригада бурильщиков состоит из 12 человек по 4 человека в звене.

    Суточная специализированная бригада скреперистов обслуживает 2 панели. Всего на очистных работах достаточно иметь 1 бригаду скреперистов. Бригада скреперистов состоит из 6 человек по 2 человека в звене.

    Взрывные работы ведутся суточной специализированной бригадой рабочих-взрывников, оснащенной зарядной установкой Ульба-400. Эта бригада последовательно выполняет работы в обуренных панелях. Численность бригады 12 человек по 4 человека в звене.

   Расчет численности персонала

   Списочный состав рабочих-сдельщиков

где К_сп – коэффициент списочного состава; Ч^сд_яв – явочный штат рабочих сдельщиков, чел.

   Списочный состав рабочих-повременщтков

где К_сп – коэффициент списочного состава; Ч^повр_яв – явочный штат рабочих-повременщиков, чел.:

 

   Общая численность рабочих добычного участка

где Ч^сд_сп – списочный состав рабочих-сдельщиков, чел.; Ч^повр_сп – списочный состав рабочих-повременщиков, чел.; Ч_итр – списочная численность инженерно-технических работников, чел.; Ч^г.м._сп – списочная численность горных мастеров по добычному участку, чел:

   Сменная производительность труда рабочего по участку

где Д^сут_пл – суточная производительность добычного участка, т/сут:

   Расчет себестоимости руды по участку

    Себестоимость 1т руды по элементу «Заработная плата основная и дополнительная»

где Ф^мес_общ – общие затраты на заработную плату, тг.; n_дн – количество рабочих дней в месяце, дн.

     Себестоимость 1т руды по элементу «Социальный налог»

.

где С_ФЗП – себестоимость 1т руды по элементу З.П., тг/т

 

   

 

Таблица                 Расчет затрат на материалы

 

Наименование материалов	Объем работ на мес.т	Норма расхода матер-а на т.	Общая потребность в матер-ах	Цена за ед-цу мат-ла, тг	Сумма затрат, тг
Сжатый воздух, м3 Электроэнергия, кВт/ч Техническая вода, м3 Коронки буровые, шт Пневмоударники, шт Сталь буровая, кг Сталь ЛС-55, кг Канаты технологические ВВ гранулит Э, кг Сред. иницииров., шт СВ детонир. шнур, м	86500	8.8 0.48 0.024 0.0008 0.0001 0.018 0.00078 0.035 0.3 0.006 0.04	762100 41520 2076 69.2 8.65 1557 67.47 3027.5 25950 519 3460	2 4 0.5 4000 23000 826 145 122 55 80 25	1522400 166080 1038 276800 198950 1286082 9783 369355 1427250 41520 86500
Итого					5385758
Неучт. матер 30%					1615727
Всего					7001485

 

   Себестоимость 1т руды по элементу «Материалы»

где З_м – общие затраты на материалы, тг.; Д^сут_пл – плановый объем добычи руды в сутки, т; n_дн – количество рабочих дней в месяц, дн:

Таблица                            Расчет амортизационных отчислений

Наименование оборудования	К ол - во ед- ц обо р.	Цена, млн. тг		Тран-ые расходы, тг	Затраты на монтаж, тг	Балансов. стоим-ть, тг	Мес. норм. амор.%	Аморт. отчис. тг
		ед-цы	общая
НКР-100 Ульба-400 ЛС-55	3 2 8	0.75 1.5 0.89	2.25 3 7.12	900000 600000 2163000	675000 450000 1602000	3825000 4050000 10885000	1.25 1.25 1.25	47813 50625 136063
Итого						18760000		234501
Неучт. оборуд. 20%								46900
Всего								281401

 

   Себестоимость 1т руды по элементу «Амортизация»

, (2.8.8)

где А – общая сумма амортизационных отчислений, тг:

тг/т

   Участковая себестоимость

, (2.8.9)

где С_ФЗП – себестоимость 1т руды по элементу «Заработная плата основная и дополнительная»; С_сн – себестоимость 1т руды по элементу «Социальный налог»; С_м – себестоимость 1т руды по элементу «Материалы»; С_а – себестоимость 1т рудыпо элементу «Амортизационные отчисления»

тг/т

 

 

   3 РУДНИЧНАЯ АЭРОЛОГИЯ

   

   3.1Проектирование вентиляции

   Проектирование вентиляции включает в себя несколько разделов:

1. Выбор способа проветривания шахты;

2. Выбор схемы проветривания шахты;

3. Расчет необходимого количества воздуха для проветривания шахты;

4. Распределение воздуха по забоям и участкам.

 

    3.2Выбор способа проветривания шахты

Чтобы обеспечить движение воздуха по горным выработкам в необходимом направлении и с требуемой интенсивностью, необходимо создать определенный перепад давлении воздуха по пути его движения, различают нагнетательный, всасывающий и комбинированный, или нагнетательно-всасывающий способы вентиляции.

В условиях данного месторождения предпочтение отдается всасывающему способу проветривания вследствие причин, которые указываются ниже. Но прежде следует выяснить принцип работы данного способа.

   Всасывающий способ вентиляции состоит в том, что из призабойного пространства воздух, содержащий продукты взрыва, удаляется по вентиляционным трубам, а по выработке от устья к забою движется свежая струя. В первые минуты проветривание происходит интенсивно вследствие засасывания в трубы воздуха с очень высокой концентрацией ядовитых газов. Затем интенсивность проветривания снижается из-за засасывания в трубы относительно чистого воздуха, а в призабойной части образуются зоны застоя.

Таким образом, в выработках шахты создается перепад давлений, который представляет собой депрессию шахты.

 

3.3Выбор схемы проветривания шахты

При выборе схем вентиляции необходимо предусмотреть проветривание всех очистных и подготовительных забоев и других мест работы людей свежей деятельной вентиляционной струей. Исходящая струя не должна смешиваться с поступающей струей.

Выработки, подающие свежий воздух, должны иметь как можно меньше пересечений с выработками, по которым происходит исходящая струя. Это позволяет уменьшить число вентиляционных дверей, шлюзов, кроссингов, мостов, перемычек. Выбранные схемы должны удовлетворять требованию, чтобы естественное распределение воздуха в вентиляционной сети было близким к необходимому расчету. В этом случае потребуется минимальное число регулирующих органов отрицательного или положительного типа (вентиляционные окна, воздушные завесы, вспомогательные вентиляторы и т.п.).

Выбор схемы вентиляций должен производится с учетом требований Правил безопасности. Не разрешается выдача воздуха через обрушенные зоны и завалы; должны соблюдаться требования по минимально и максимально допустимым скоростям движения воздуха в выработках.

В данном случае при вскрытии шахтного поля располагается один ствол, который обычно является воздухоподающим, на границах шахтного поля проходят фланговые стволы, которые обычно являются воздуховыдающими.

Свежий воздух при фланговой схеме подается по центральному стволу и движется по выработкам основного горизонта к очистным забоям, исходящая струя поступает в выработки вентиляционного горизонта и выдается через фланговые стволы. На поверхность.

Достоинство фланговых схем вентиляции – отсутствие утечек воздуха по пути движения от воздухоподающего ствола до очистного забоя; уменьшение поверхностных утечек воздуха на фланговых стволах, которые в меньшей степени используются для целей транспорта. При фланговых схемах отпадает необходимость в поддержании вентиляционного горизонта в течении всего периода отработки шахтного поля.

 

3.4Расчет необходимого количества воздуха для проветривания шахты

Общий расчет необходимого количества воздуха для проветривания шахты производится по нескольким факторам; по газовыделению; по расходу ВВ; по наибольшему количеству людей; по выносу пыли. Месторождение «Молодежное» не является опасным по газовыделению в связи, с чем расчет по данному фактору не обязателен.

Расчет необходимого количества воздуха для проветривания шахты по расходу ВВ:

, (3.4.1)

где А – количество ВВ одновременно взрываемое в подземных условиях, кг; а=0.04 м³/кг; t – время проветривания после взрывных работ, мин; n – норма разжижения ядовитых газов до 0.008% условной окиси углерода.

м³/с

Расчет необходимого количества воздуха для проветривания шахты по максимальному количеству людей

, (3.4.2)

где 6 м³/мин – норма воздуха подаваемого в шахту на одного человека; N – максимальное количество людей находящихся одновременно в шахте, N=110 чел; К – коэффициент запаса, для нагнетательно-всасывающем способе вентиляции рудника при наличии аэродинамической связи с поверхностью:

м³/с

   Расчет необходимого количества воздуха для проветривания шахты по выносу пыли