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 Lпад=250м;
- длина по простиранию Lпр=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: fруды=4÷6; fпороды-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 Sг – горизонтальная площадь, м2; hр.т. – частота рудного тела, м; γ – объемный вес руды, т/м3.
где mг – горизонтальная мощность рудного тела, м; Lпр – 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 Qбал – балансовые запасы, т; Кизв – 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; Ки – коэффициент извлечения; К1, К2 – поправочные коэффициенты на угол падения и мощность рудной залежи; ρ – коэффициент разубоживания; Sг – горизонтальная площадь, м2;
Срок существования рудника:
где Qбал – балансовые запасы руды, т; Аг – годовая производительность рудника, т/год; ρ – коэффициент разубоживания руды;
Общий срок существования рудника:
где Т – срок существования рудника, лет; tраз – время, требуемое на развитие и до достижения полной производительности, лет; tзат – время затухания рудника, лет;
Высота этажа:
где V0К0 – стоимость проведения околоствольного двора, Тг; V0К0=0,2+0,4·Аг=864000; Lэ – протяженность горных выработок на этаже, м; Lэ=2·Lпр+nорт·lорт=1690м; Кэ – стоимость проведения 1м горной выработки, тг. Кэ=10000 тг; Lк – средняя длина квершлага, м; Кк – стоимость проведения квершлага, тг; ρ – коэффициент разубоживания; S – площадь, м2; γ – объемный вес, т/м3; Кизв- 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 Кс – стоимость проведения 1м ствола, тг; Нш – глубина главного ствола шахты, м;
Стоимость проведения вентиляционных стволов:
где Кв.с. – стоимость проведения 1м вентиляционного ствола, тг; Нв.с. – глубина вентиляционного ствола, м; nв.с. – количество вентиляционного ствола.
Стоимость проведения квершлагов:
Где пк – количество квершлагов; Lк – соедняя длина квершлагов, м; Кк – стоимость проведения 1м квершлага, тг;
Стоимость проведения надшахтных зданий и сооружений:
где Аг – годовая производительность рудника, т:
Стоимость проведения околоствольного двора:
где Аг – годовая производительность рудника, т;
Стоимость поддержания главного ствола:
где Нш – глубина главного ствола, м; Тс – срок существования рудника, лет; Гс – стоимость поддержания 1м ствола, тг:
Стоимость поддержания вентиляционного ствола:
где Нв.с – глубина вентиляционного ствола, м; Тв.с. – срок существования рудника, лет; Гв.с. – стоимость поддержание 1м вентиляционного ствола, тг; пв.с. – число вентиляционных стволов;
Стоимость поддержания квершлагов:
где п – число квершлагов; Гк – стоимость поддержания 1м квершлага, тг; Lк – средняя длина квершлага, м; t – срок существования рудника, лет:
Стоимость поддержания надшахтных зданий и сооружений:
где Аг – годовая производительность рудника, т; Т – срок существования рудника, лет:
Стоимость откатки по квершлагам:
где Qизв. – извлекаемые запасы, т; Lк – средняя длина квершлага, м; Кт – стоимость откатки 1т руды, тг:
Стоимость подъема:
где Qизв. – извлекаемые запасы, т; Н – глубина ствола, м; Нэ – высота этажа, м; Кп – стоимость подъема 1т руды, тг:
Стоимость водоотлива:
где Qизв. – извлекаемые запасы, т; Н – глубина ствола, м; Нэ – высота этажа, м; Квд. – 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 Rn и Rn′, 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; Спнв – затарты на проведение 1м3 подготовительно-нарезных выработок, тг/м3.
4 Стоимость проведения подготовительно-нарезных выработок
где Спнр – стоимость проведения 1м3 подготовительно-нарезных выработок, тг/м3; Sпнв – среднее сечение выработок, м2; Рпнв. – удельный расход подготовительно-нарезных выработок, м/т.
Спнв.=12500·8·3/1000=300 тг/т
Стоимость очистной выемки
где Сотб – себестоимость отбойки руды, тг/т; Свып – себестоимость выпуска руды, тг/т; Спд – себестоимость погрузки и доставки руды, тг/т; Спвп – себестоимость поддержания выработки пространства, тг/т;
Полная рудничная себестоимость по формуле:
Коэффициент извлечения руды
Коэффициент изменения качества руды:
Извлекаемая ценность:
где Су – содержание полезного компонента в балансовых запасах, %; Цо – коэффициент извлечения при переработке; Цо – оптовая цена конечного продукта, тг/т; Цн – коэффициент извлечения руды при металлургическом переделе; Кк – коэффициент изменения качества руды.
Суммарные технологические затраты на получение конечного продукта
где Сд – полная рудничная себестоимость, тг/т; Ст – себестоимость транспорта руды до обогатительной фабрики, тг/т; Сп – себестоимость обогащения руды, тг/т; Смк – себестоимость металлургического предела 1т концентрата, тг/т; Стк – себестоимость транспорта 1т концентрата, тг/т; ρ – содержание полезного компонента в концентрате, %
Ожидаемая прибыль с 1т руды
где Ци – извлекаемая ценность, тг/т; Сдтп – суммарные технологические затраты на получение конечного продукта, тг/т
Относительная рентабельность
где Ци – извлекаемая ценность, тг/т; Сдтп – 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.; Кз – коэффициент заряжания; qб – 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 nсл′ - количество слоев на панель отбиваемых из бурового штрека по простиранию рудной залежи, шт.; Σl′ - суммарная длина скважин в слое пробуренных из бурового штрека, м; nсл″ - 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 Lп – общая длина скважин на панель, м; n – количество панелей в блоке, шт.
Объем отбиваемой руды на панель
где Vсл′ - объем руды в слое, отбиваемой из бурового штрека, т; nсл′ - количество слоев на панель, отбиваемых из бурового штрека, шт.;Vсл″ - объем руды в слое, отбиваемый из буровой камеры, т; nсл″ - количество слоев на панель, отбиваемых из буровых камер, шт.
Объем руды в слое, отбиваемый из бурового штрека
где Sк – площадь обуреваемой камеры, м2; nб.в. – количество буровых выработок, шт.; Sб.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 Vп – объем отбиваемой руды на панель, т; n – количество панелей в блоке
Выход руды с 1м скважины
где Vб – объем отбиваемой руды в блоке, т; Lб – общая длина скважин в блоке, м
Длина скважин на 1000т отбитой руды
где Lб – общая длина скважин в блоке, м; Vб – объем отбиваемой руды в блоке, т
Общий расход ВВ на панель
где Qсл′- расход ВВ на один слой при отбойке руды из бурового штрека, т; Qсл″ - расход ВВ на один слой при отбойке руды из буровой камеры, т; nсл′ - количество слоев на панель, отбываемых из бурового штрека, шт.; nсл″ - количество слоев на панель, отбиваемых из буровых камер, шт.
Расход ВВ на один слой при обойке руды их бурового штрека
где Σlз.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 Σlсл″ - 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 Qп – общий расход ВВ на панель, кг; n – количество панелей в блоке, шт.
Фактический удельный расход ВВ
где Qб – общий расход ВВ на блок, кг; Vб – объем отбиваемой руды в блоке, т
Объем негабаритных кусков
Где Vб – объем отбиваемой руды в блоке, т; γ – объемный вес руды, т/м3; Pнег – выход негабарита, %
Расход ВВ на вторичное дробление
где Vнег – объем негабаритных кусков, м3; qвт – удельный расход ВВ на дробление 1м3 негабаритного куска, кг/м3
Удельный расход ВВ на вторичное дробление
где Qвт – расход ВВ на вторичное дробление, кг; Vр – объем отбиваемой руды в блоке, т:
Общий удельный расход ВВ на 1т руды
Длина ДШ на 1 панель
где ΣlСКВ – суммарная длина скважин в панели, м; N – количество скважин на панель, шт.
Удельный расход ДШ на 1т руды
где Σlдш – длина ДШ на 1 панель, м; Vр – объем отбиваемой руды в блоке, т
2.6.2Расчет сменной производительности оборудования
Сменная производительность НКР-100м
где Тсм – продолжительность смены, мин.; Тпз – время на подготовительно-заключительные операции, мин.; Тобсл – время на обслуживание рабочего места, мин.; Тл.н. – время на личные надобности рабочих, мин.; tо – основное время на единицу работ, мин.; tво – вспомогательное время на единицу работы, мин.; а – время на отдых рабочих, мин.
Сменная производительность Ульба-400
Общая производительность ЛС-55
где Vс – емкость скрепера, м3; Кн – коэффициент наполнения скрепера в зависимости от кусковатости руды; Кв – коэффициент использования скреперной лебедки; tсм – продолжительность смены, мин; γ – объемный вес руды, т/м3; L – длина скрепирования, м; Vгр – скорость движения груженного скрепера, м/с; Vр – скорость движения порожнего скрепера, м/с; t1 – время пауз на конечных пунктах, с.
2.7Расчет объемов работ
Объем работ по бурению на цикл
где Σlсл – суммарная длина скважин в слое, м; n – количество слоев, отбиваемых за цикл.
Объем работ по заряжанию на цикл
где Qсл – расход ВВ на один слой, кг; n – количество слоев отбиваемых за цикл.
Объем работ по доставке руды на цикл
где Vр.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 tб – затраты времени на бурение, см; tзар – затраты времени на заряжание, см; tпров – затраты времени на проветривание, см; tд – затраты времени на доставку руды, см.
Суточная производительность с цикла
где Дц – доставка с одного цикла, м; Тц – продолжительность одного цикла, сут.
Число панелей в одновременной работе
где Дгод – годовая производительность рудника, т/год; Ког.р – коэффициент выхода полезного ископаемого; Pсутпл – суточная производительность с цикла, т/сут.; Т – число рабочих дней в году:
Плановый объем добычи полезного ископаемого
где Pсутпл – 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 Ксп – коэффициент списочного состава; Чсдяв – явочный штат рабочих сдельщиков, чел.
Списочный состав рабочих-повременщтков
где Ксп – коэффициент списочного состава; Чповряв – явочный штат рабочих-повременщиков, чел.:
Общая численность рабочих добычного участка
где Чсдсп – списочный состав рабочих-сдельщиков, чел.; Чповрсп – списочный состав рабочих-повременщиков, чел.; Читр – списочная численность инженерно-технических работников, чел.; Чг.м.сп – списочная численность горных мастеров по добычному участку, чел:
Сменная производительность труда рабочего по участку
где Дсутпл – суточная производительность добычного участка, т/сут:
Расчет себестоимости руды по участку
Себестоимость 1т руды по элементу «Заработная плата основная и дополнительная»
где Фмесобщ – общие затраты на заработную плату, тг.; nдн – количество рабочих дней в месяце, дн.
Себестоимость 1т руды по элементу «Социальный налог»
. 
где СФЗП – 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 Зм – общие затраты на материалы, тг.; Дсутпл – плановый объем добычи руды в сутки, т; nдн – 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 СФЗП – себестоимость 1т руды по элементу «Заработная плата основная и дополнительная»; Ссн – себестоимость 1т руды по элементу «Социальный налог»; См – себестоимость 1т руды по элементу «Материалы»; Са – 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
