GOS elektronny 1


Безопасность ведения горных работ и горноспасательное дело
1. Классификация производственного травматизма.
Производственный травматизм классифицируется по следующим признакам:
▪ По производственному признаку: несчастные случаи, происшедшие на производстве и вне производства.
▪ По страховому признаку (размеру страхового обеспечения): несчастные случаи, связанные с работой и бытовые.
▪ По степени тяжести: лёгкие, тяжёлые и смертельные (с летальным исходом). Лёгкими называют травмы или несчастные случаи, влекущие за собой временную утрату трудоспособности, восстанавливаемую при лечении без ухудшения состояния организма и не влекущую за собой перевода на другую работу. Тяжёлыми называют травмы, повлекшие за собой продолжительную утрату трудоспособности и перевод на временную или постоянную инвалидность. К группе тяжёлых относятся: различные переломы, открытые вывихи суставов, раздробление и размозжение конечностей, обширные ранения лица, шеи, грудной клетки, сотрясение мозга, обширные химические и термические ожоги второй и третьей степени и др.
▪ По массовости (количеству одновременно произошедших). В зависимости от числа работающих, одновременно пострадавших на одном рабочем месте, различают: одиночный и групповой травматизм.
Групповым травматизмом называются такие несчастные случаи, когда одновременно пострадало два и более человек на одном рабочем месте от одной и той же причины, независимо от степени тяжести.
2. Что называют производственной вредностью, профзаболеванием
Производственной вредностью называют обстановку (среду) или характер трудового режима, которые при длительном воздействии на организм человека могут вызвать в нём нарушение или изменение нормальной функциональной деятельности и ухудшение состояния здоровья.
Эти заболевания являются следствием продолжительного, многолетнего воздействия на организм в той или иной степени вредной среды или неблагоприятных условий трудового процесса и называются профессиональными заболеваниями (профзаболеваниями).
Характерной особенностью производственной среды в шахтах и рудниках являются:
- наличие постоянно изменяющихся концентраций в рудничной атмосфере пыли и газов;
- переменных значений температуры, давления, влажности и скорости движения воздуха;
- производство работ и обслуживание машин и механизмов при наличии большого уровня шума и вибрации;
- длительное пребывание работающих в условиях слабой и переменной освещённости рабочих мест.
3. Нормы запылённости рудничного воздуха. Мероприятия по борьбе с рудничной пылью
Пыль является чрезвычайно опасной для здоровья человека, что вызывает необходимость осуществления различных мероприятий, предупреждающих интенсивное пылеобразование, осаждение и улавливание образовавшейся пыли, а также строгого соблюдения предельно допустимых концентраций пыли, устанавливаемых в зависимости от её вредности.
В соответствии с ССБТ санитарные ПДК производственной пыли устанавливаются в зависимости от содержания в рудничной атмосфере двуокиси кремния (SiO2) и приняты в следующих пределах:
- 1,0 мг/м3 пыли, в которой содержится более 70% двуокиси кремния;
- 2,0 мг/м3 пыли, содержащей 10-70% свободной двуокиси кремния и асбестовой пыли;
- 4,0 мг/м3 для силикатной (тальк, оливин и др.) пыли, содержащей менее 10% двуокиси кремния;
- 5,0 мг/м3 для апатитовой, баритовой и фосфоритовой пыли, при содержании менее 10% SiO2;
- 10,0 мг/м3 для угольной пыли, не содержащей свободной двуокиси кремния.
Мероприятия по борьбе с рудничной пылью.
На предприятиях по борьбе с рудничной пылью, как с производственной вредностью, должен осуществляться комплекс мероприятий:
- технических,
- медико-санитарных,
- социально-бытовых.
Технические мероприятия направлены на предотвращение пылеобразования при ведении горных работ или подавление (снижение её концентрации) у источников пылеобразования, не дав ей попасть в выработки, а следовательно, в лёгкие человека.
Медико-санитарные мероприятия:
- индивидуальная защита органов дыхания от пыли противопылевыми респираторами, если нет возможности достижения ПДК;
- ультрафиолетовое облучение организма;
- щелочная ингаляция;
- спецпитание и др.
4.Ядовитые газы рудничной атмосферы. Причины выделения и их вредное действие
В рудничную атмосферу выделяется не только пыль, но и целый ряд вредных газов и других примесей.
Ядовитые (токсичные) газы, хорошо растворяясь в биологических средах (крови, лимфе и других жидкостях), способны вступать с ними во взаимодействие и вызывать отравление организма. Физиологическое действие ядовитых газов зависит от характера их токсичности, от концентрации в воздухе и от продолжительности воздействия.
К ядовитым газам рудничной атмосферы относят:
- окиси углерода (оксида углерода) СО
- окислы азота (в пересчёте на NO2)
- сернистый газ (диоксид серы) SO2
- сероводород H2S
- акролеин С3Н4О
- формальдегид СН2О
Выделяются эти газы преимущественно при ведении взрывных работ.
По этому к применению на подземных горных работах допускаются ВВ, при взрыве 1 кг которых выделяется не более 40 литров ядовитых газов в пересчёте на условную окись углерода.
5. Меры безопасности при применении Систем разработки с открытым выработанным пространством.
Данные системы можно применять при устойчивых и весьма устойчивых рудах и вмещающих породах, обеспечивающих при определённых размерах элементов применяемых систем и сроках отработки участков или блоков сохранность выработанного пространства и безопасность работ.
Отработку камер следует производить с максимальной интенсивностью независимо от характера и крепости руды и боковых пород.
Сплошная система.
Применяется для отработки пологих и наклонных (до 35о) рудных тел малой и средней (до 10 м) мощности. При отработке наклонных (до 35о) рудных тел очистную выемку можно производить по восстанию, простиранию и падению.
При использовании переносного оборудования разрешается отрабатывать без разделения на уступы рудные тела мощностью до 4 м. При использовании самоходного оборудования выемка рудного тела на всю мощность без разделения на уступы ограничивается технической характеристикой применяемых машин.
При большей мощности рудных тел производить послойную, потолкоуступную или почвоуступную выемку.
При сплошной системе отработка рудных тел или этажа (панели) производится без разделения на блоки (очистные панели).
Небольшие рудные тела могут отрабатываться без оставления целиков. В остальных случаях отработка ведётся с оставлением нерегулярно расположенных целиков. Целики оставляются преимущественно в участках с бедной рудой или с породными включениями. Размеры и форма целиков, а также расстояния между ними должны обеспечивать необходимую устойчивость кровли.
Передвижение людей и доставку материалов производить по обозначенным маршрутам, которые должны содержаться в безопасном состоянии – тщательно следить за кровлей, своевременно удалять “заколы”, в необходимых случаях кровлю крепить. Для этого применяются самоходные установки с телескопической колонной и буровые установки. Применение штанговой крепи значительно повышает безопасность работ.
6.Требования безопасности при применении Систем разработки с магазинированием руды.
Данные системы можно применять для отработки рудных тел любой мощности с углом падения, обеспечивающим выпуск замагазинированной руды самотёком, а также мощных рудных тел с любым углом падения.
Руда должна быть устойчивой, не склонной к окислению и слёживанию.
Разработка пожароопасных рудных тел системами с магазинированием руды разрешается только при интенсивной выемке, исключающей возможность самовозгорания замагазинированной руды, а также при условии полной закладки камер инертными материалами до начала выемки потолочин и целиков. Применению этой системы должны предшествовать исследования самовозгораемости руд.
При системах разработки с магазинированием руды:
а) запрещается находиться рабочим в камере магазина при выпуске руды и производить бурение и дробление руды до оборки кровли и боков;
б) расстояние между кровлей и отбитой рудой не должно превышать 2,5 м. Бурение шпуров должно осуществляться с трапов длиной не менее 3,5 м;
в) участки кровли и боков камеры, сложенные неустойчивыми породами, должны закрепляться в соответствии с паспортом крепления или проектом, утверждённым главным инженером рудника;
г) запрещается при отработке тонких и маломощных рудных тел вести очистные работы в магазине без устройства настилов. Порядок устройства настилов определяется паспортом. д) при отработке смежных блоков без оставления целиков между ними линия забоя в одном из них должна опережать линию забоя в другом блоке, а величина опережения определяется проектом;
е) после отбойки руды на всю высоту магазина входы в него должны быть закрыты.
7. Требования безопасности при применении Систем разработки с креплением очистного пространства.
При этих системах крепь может применяться в комбинации с рудными или породными целиками, частичным магазинированием руды или закладкой.
При слабых, неустойчивых вмещающих породах для обеспечения безопасности работ при распорной крепи на пологих залежах (пластах) должна производиться затяжка кровли очистного забоя, а на крутых – висячего и лежачего боков в соответствии с проектом.
При системе с распорной крепью на крутых и наклонных рудных телах люди должны входить в очистной забой по отшитому людскому ходку и передвигаться с уступа на уступ только по лестницам;
рабочие полки в очистном пространстве должны перекрывать полностью сечение очистной щели;
предохранительные полки, расположенные на распорках не более 1,3 м ниже уровня рабочих полков, должны перекрывать не менее 2/3 площади очистной щели.
При разработке крутых и наклонных рудных тел системой с распорной крепью ширина выемочного пространства не должна превышать 3 м.
8. Требования безопасности при отработке рудных тел с обрушением .
Системы разработки с обрушением применяются, если допускается обрушение поверхности.
При работе с обрушением боковых пород и кровли, в случае задержки обрушения кровли свыше шага, установленного проектом (паспортом), необходимо применять принудительное обрушение.
Выходы из обрушаемого участка до начала работ по обрушению должны быть освобождены от материалов и оборудования, а в случае необходимости дополнительно закреплены.
Запрещается применять системы разработки с обрушением руды и вмещающих пород при наличии в налегающих породах плывунов, неосушенных песков, суглинков и карстов, заполненных водой или газами.
Посадка кровли должна производиться под непосредственным руководством лица технического надзора в соответствии с проектом организации работ.
При разработке пожароопасных месторождений системы с обрушением можно применять при профилактическом заиливании зоны обрушения. Во всех случаях применения систем с обрушением разработку необходимо вести с максимальной интенсивностью. На пожароопасных месторождениях интенсивность разработки определяется проектом.
9.Требования ЕПБ к подвеске контактного провода и устройству рельсовых путей
В выработках, в которых подвешен контактный провод, через каждые 200 м и на пересечениях их с другими выработками и закруглениями должны находиться светящиеся надписи “Берегись провода”. На закруглениях выработок должны устанавливаться опережающие локомотив сигналы в виде надписей “Берегись локомотива”.
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 горной массы в вагоне должно быть не менее 200 мм.
Контактный провод в околоствольном дворе на участке передвижения людей до места посадки в вагонетки должен быть подвешен на высоте не менее 2,2 м, а в остальных выработках околоствольного двора – не менее 2 м от уровня головки рельсов.
Во всех горизонтальных выработках, в которых применяются рельсовые транспортные средства, должны быть обеспечены свободные проходы для людей шириной не менее 0,7 м между стенкой (крепью) выработки, размещённым в выработке оборудованием, трубопроводами и наиболее выступающими частями подвижных средств. Указанная ширина свободных проходов для людей должна быть выдержана по всей длине выработок на высоте не менее 1,8 м. С противоположной стороны выработки должны быть обеспечены зазоры не менее 0,25 м между стенкой (крепью)выработки и наиболее выступающими частями подвижных средств.
Расстояние между осями рельсовых путей в двухпутевых выработках по всей их длине должно быть такое, чтобы зазор между наиболее выступающими частями встречных подвижных средств был не менее 0,2 м, который должен быть выдержан и на закруглениях.
Во всех выработках в местах посадки людей в пассажирские поезда по всей длине поезда должен быть свободный проход шириной не менее 1,0 м.
10. Общие требования к предприятиям, ведущим взрывные работы
Предприятия и организации, ведущие взрывные работы или другие работы с ВМ, а также осуществляющие изготовление промышленных взрывчатых материалов, должны иметь:
- установленную разрешительную документацию (лицензии на соответствующие виды деятельности, свидетельства и разрешения на приобретение ВМ, разрешения на право производства взрывных работ или других работ с ВМ, изготовления ВВ, хранения и перевозки взрывчатых материалов;
- соответствующую проектно-техническую документацию,
- склады и иные специальные места для хранения ВМ;
- оборудованные пункты для приёма, погрузки-разгрузки взрывчатых материалов, поступающих с заводов-изготовителей;
- лаборатории и полигоны для проведения испытаний ВМ, уничтожения ВМ, непригодных к использованию,
- оборудованные транспортные средства для перевозки взрывчатых материалов в склады ВМ и на места работ,
- взрывные и контрольно-измерительные приборы, технологическую оснастку и приспособления для безопасного производства взрывных работ,
- специальные службы взрывных работ, в т.ч. руководителей и исполнителей взрывных работ, а также персонал для технического обеспечения и контроля этих работ.
На каждом таком предприятии должны быть утверждённые по согласованию с органами Госгортехнадзора Положение о руководстве взрывными работами и Мероприятия по совершенствованию взрывного дела, направленные на повышение безопасности работ, обеспечение сохранности ВМ в конкретных условиях.
Получение разрешений на производство взрывных работ, а также на приобретение, перевозку, хранение ВМ и изготовление ВВ должны осуществляться в соответствии с Инструкцией о порядке хранения, транспортирования, использования и учёта ВМ.
На каждом руднике, шахте породы должны быть классифицированы по степени их взрываемости.
Для каждого типа выработок с учётом категории пород по взрываемости необходимо разработать паспорта БВР и схемы взрывания, при которых обеспечиваются минимальные затраты по всему комплексу горных работ, включая бурение, взрывание, выпуск, погрузку и доставку руды.
11. Хранение и учет ВМ на складах ВМ
Основным требованием к организации хранения ВМ является обеспечение их сохранности и исключение порчи взрывчатых материалов.
Взрывчатые материалы различных групп совместимости (опасности) должны, как правило, храниться раздельно. Однако, при выполнении определённых условий допускается совместное хранение ВМ различных групп.
К основным местам хранения ВМ относятся специально оборудованные склады, раздаточные камеры, участковые пункты хранения, помещения (подземные выработки) с сейфами или ящиками, зарядные будки при проходке шахтных стволов, площадки для хранения ВМ, в том числе в контейнерах.
При значительных перерывах в работе горных участков, в том числе в выходные дни, все ВМ из участковых пунктов хранения подлежат возврату на расходные склады ВМ.
На местах работ взрывчатые материалы разрешается хранить до заряжания в размере суточной потребности вне опасной зоны и сменной потребности в пределах опасной зоны. При массовых взрывах в пределах опасной зоны может находиться потребное количество ВВ, но без СИ и боевиков.
У стволов шахт, устьев штолен и тоннелей при их проходке разрешается хранить ВМ в размере сменной потребности в будках или под навесами на расстоянии не ближе 50 м от ствола шахты или устья штольни (тоннеля), а также от зданий и сооружений на поверхности.
12. Основные элементы электрической защиты в шахтах
Основные элементы системы электрической защиты в шахтах сводятся к применению защиты от прикосновения к токоведущим частям, защитного заземления, защитного отключения, электрозащитных средств.
Защита от прикосновения к токоведущим частям включает в себя устройства, предотвращающие прикосновение или приближение на опасное расстояние к токоведущим частям. Она предусматривает:
-размещение открытых токоведущих частей электроустановок на высоте, недоступной для случайного прикосновения;
-размещение электроаппаратов в закрытых корпусах, в которых доступ к шинам, шпилькам, вводам и т.п. затруднён или невозможен без применения специальных приспособлений или инструмента;
-применение специальных блокировочных устройств, препятствующих доступу к токоведущим частям до снятия с последних напряжения;
-ограждение щитками и другими приспособлениями открытых токоведущих частей.
Безопасное расстояние, на которое могут приближаться люди, и применяемые ими инструменты нормируются в зависимости от напряжения и вида электрооборудования. Для обозначения опасности прикосновения электрооборудование с доступной для обозрения стороны снабжается предупредительным знаком.
Защитное заземление преднамеренное электрическое соединение с землёй или её эквивалентом металлических нетоковедущих частей, которые могут оказаться под напряжением, - широко применяется в подземных выработках шахт и на поверхности.
Сущность защитного действия заземления состоит в том, что оно образует дополнительный и с очень малым сопротивлением путь для тока замыкания, который проходит параллельно пути через тело человека.
Электрозащитные средства – это переносные и перевозные изделия, служащие для защиты людей, работающих с электроустановками, от поражения электрическим током и воздействия электрической дуги и электромагнитного поля.
Электрозащитные изолирующие средства делятся на основные и дополнительные.
Основные изолирующие средства обладают изоляцией, способной длительно выдерживать рабочее напряжение, и поэтому ими разрешается касаться токоведущих частей, находящихся под напряжением. К ним относятся диэлектрические перчатки, изолирующие штанги, изолирующие и электроизмерительные клещи, слесарно-монтажный инструмент с изолирующими рукоятками.
Дополнительные изолирующие защитные средства самостоятельно не могут защитить человека от поражения током. Они применяются вместе с основными для усиления защитного действия. К ним относятся диэлектрические галоши и ковры, боты
13. Устройство шахтного заземления. Главные и местные заземления
Защитное заземление преднамеренное электрическое соединение с землёй или её эквивалентом металлических нетоковедущих частей, которые могут оказаться под напряжением, - широко применяется в подземных выработках шахт и на поверхности.
В подземных выработках шахт устраивается общая сеть заземления. Общая сеть заземления создаётся путём непрерывного электрического соединения между собой всех металлических оболочек и заземляющих жил кабелей. Все электрические машины и аппараты, муфты и другая кабельная арматура обязательно снабжаются перемычками из стали площадью сечения не менее 50 мм2 или из меди площадью не менее 25 мм2, посредством которых и осуществляется непрерывность цепи свинцовых оболочек и стальной брони кабелей
К сети заземления присоединяются все объекты, подлежащие заземлению, а также главные и местные заземлители.
Главные заземлители в шахтах устраиваются в зумпфах или водосборниках. Во всех случаях должно быть не менее двух главных заземлителей, расположенных в разных местах , резервирующих друг друга. Главный заземлитель представляет собой стальную полосу площадью не менее 0,75 м2, толщиной не менее 5 мм и длиной не менее 2,5 м.
Местные заземлители устраиваются в каждой распределительной или трансформаторной подстанции, у стационарных и передвижных распределительных пунктов, у каждого выключателя, кабельной муфты и отдельно установленных машин. Местные заземлители устраиваются в водоотливных канавах и представляют собой полосы площадью не менее 0,6 м,2 толщиной не менее 3 мм и длиной не менее 2,5м, уложенные на “подушку” из мелких кусков породы и засыпанные сверху.
14.Способы тушения подземных пожаров
Тушение подземных пожаров осуществляется следующими способами:
-активное тушение — непосредственное воздействие на очаг горения огнегасительными веществами или дистанционная подача в зону горения воды, пены и других огнегасительных веществ по трубопроводам, скважинам или по подводящим выработкам;
-изоляция горящих выработок перемычками и другими изолирующими сооружениями для прекращения доступа свежего воздуха к очагам горения;
-комбинированный способ — временная изоляция пожарного участка перемычками с последующим их вскрытием и тушением пожара активным способом.
Составной частью тушения является локализация пожаров, которая осуществляется:
-сокращением подачи свежего воздуха к очагу горения;
-созданием преград на пути распространения пожара (закрытие пожарных дверей, установка перемычек);
-местным реверсированием вентиляционной струи;
-установкой охлаждающих завес (водяных, пенных) на пути распространения пожара;
-удалением горючего материала из зоны горения или на пути распространения пожара;
сочетанием перечисленных выше способов локализации.
При выборе способа тушения необходимо учитывать место возникновения пожара, вид горючего материала, стадию и скорость развития (распространения) горения, наличие необходимых средств тушения и локализации; режим проветривания аварийных выработок; стадию развития пожара.
15.Обязанности ответственного руководителя и его действия при ликвидации аварий
Ответственный руководитель ликвидации аварии и руководитель горноспасательных работ, отправив первые отделения ВГСЧ в шахту по ПЛА, обязаны выполнить следующее:
первое — оценить режим проветривания и по возможности направить продукты горения, минуя скопления людей;
второе — установить все возможные подходы к очагам горения по действующим и отработанным выработкам, скважинам, провалам и др.;
третье — выбрать способ тушения очагов загорания и рассчитать параметры проветривания пожарного участка;
четвертое — определить объемы и места размещения сил и средств для локализации и тушения пожара.
С момента возникновения пожара, независимо от его размеров и характера развития, ответственный руководитель ликвидации аварии и руководитель горноспасательных работ обязаны принять меры по бесперебойной подаче воды на пожарный участок и сосредоточению в шахте мощных средств пожаротушения и аварийных материалов.
Вскрытие и подготовка рудных и нерудных месторождений
Деление шахтного поля на этажи, блоки, панели и порядок их отработки.
Рудничное поле разделяется подготовительными выработками на этажи – участки, вытянутые как правило, в направлении простирания. Верхний и нижний границами этажей являются штреки, соединяющие подъемные и вспомогательные стволы с очистными выработками.
Этажом называется часть рудничного поля ограниченная по падению откаточными треками, по восстанию – вентиляционными штреками, по простиранию – границами рудного поля.
По числу одновременно разрабатываемых этажей в рудничном поле различают одно, - двух и многоэтажную разработку. Число это зависит от годовой производительности рудника. Однако, выполнение очистных работ одновременно на нескольких этажах не всегда возможно. Некоторые системы разработки не допускают этого или допускают с большими техническими или организационными ограничениями.
Этажи в рудничном поле отрабатываются в нисходящем или восходящем порядке.
При проектировании рудников рассчитывается вертикальная и наклонная высота этажа.
Последовательность выемки блоков этажа в направлении простирания может быть представлена следующими схемами:
Наступающая выемка. Очистная выемка начинается в ближайших к стволу блоках к границам рудничного поля.
Отступающая выемка. Преимущество - сокращение расходов на поддержание горных выработок.
Комбинированная выемка совмещает две предыдущие схемы.
2.Влияние горных работ на сдвижение и обрушение земной поверхности . построение охранных целиков.
В результате разработки месторождения происходит сдвижение и обрушение пород над ним.
Зона, в которой породы могут сместиться, называется зоной сдвижения (обрушения) пород. Сохранять поверхность от сдвижения можно только при оставлении большой части руды в навсегда потерянных целиках или при полной закладке твердеющим материалам. В виде исключения при большой глубине залежи используется коэффициент безопасности Кб≥ 200 ·М (М- мощность залежи). При сухой закладке Кб≥ 80 м, при твердеющей Кб≥ 30 м.
Угол сдвижения пород – это угол в вертикальной плоскости, который образует к горизонтали линию соединяющую границу сдвижения пород на поверхности с отработанным участком. Угол сдвижения составляет от 35 0( в наносах) до 800 в крепких и устойчивых породах.
где: в- ширина предохранительной бермы
3. Схемы вскрытия шахтных полей. Условия применения, достоинства и недостатки.
Существуют следующие основные схемы вскрытия шахтного поля:
- вскрытие вертикальным стволом;
- вскрытие наклонным стволом;
- вскрытие штольней;
- комбинированные способы вскрытия.
Вертикальные стволы проходят: по месторождению, в лежачем или висячем боку, пересекают месторождение.
Основные достоинства вертикальных стволов по сравнению с наклонными:
1. Меньше длина ствола и, следовательно скорость его прохождения меньше, меньше длина подъема.
2. Почти в два раза больше допустимые скорости подъема сосудов.
3. В связи с большей скоростью и меньшим расстоянием подъема производительность в 2÷3 раза выше.
4 Более надежная работа подъема.
Наклонные стволы проходят : По месторождению, в лежачем боку, в покрывающих породах (горизонтально залегающие), на фланге.
Достоинства наклонных стволов для вскрытия шахтного поля: возможность полной конвейеризации для выдачи полезного ископаемого от очистного забоя до поверхности, большая производительность ствола, сокращение сроков строительства шахты и меньшие по сравнению с вертикальными стволами капитальные затраты. Недостатки: большая длина ствола по сравнению с вертикальными при вскрытии одного и того же пласта, большая стоимость поддержания и обслуживания.
Вскрытие штольней проводят по месторождения, в висячем или лежачем боку.
Достоинства вскрытия штольнями заключаются в отсутствии затрат на подъем руды и водоотлив, а также в простоте поверхностных сооружений
Комбинированное вскрытие во многих случаях является развитием первых двух способов вследствие доразведки запасов или углубления работ. Целесообразность комбинированного вскрытия определяется непостоянством элементов залегания рудного тела с глубиной, сложностью рельефа, наличием в шахтном поле нескольких залежей, расположенных на разной глубине, и т. п.
4.Вскрытие вертикальными стволами
Применяется при равнинном рельефе поверхности над месторождением. Вертикальные стволы проходят: по месторождению, в лежачем или висячем боку, пересекают месторождение. Вскрытие по месторождению применяется в случаях мощных крутопадающих рудных тел, требующих дополнительной разведки и ускоренного начала очистных работ. Недостатки – необходимо оставлять охранный целик.
Вертикальный ствол в лежачем боку – наиболее распространенный способ вскрытия. Недостаток – по мере углубления ствола увеличивается длина квершлагов.
Вертикальный ствол в висячем боку применяется в том случае, если технически невозможно заложить ствол в лежачем боку (водоприток, застроенная поверхность и т.д.). Недостаток – значительная длина квершлагов.
Вертикальный ствол, пересекающий месторождение – применяется при разработке горизонтальных и наклонных месторождений. Недостаток – необходимость охранного целика.
Основные достоинства вертикальных стволов по сравнению с наклонными:
1. Меньше длина ствола и, следовательно скорость его прохождения меньше, меньше длина подъема.
2. Почти в два раза больше допустимые скорости подъема сосудов.
3. В связи с большей скоростью и меньшим расстоянием подъема производительность в 2÷3 раза выше.
4. В вертикальном стволе можно разместить два подъема (скипа) и одну клеть, тогда как в наклонном стволе это потребовало бы большей его ширины.
5. Более надежная работа подъема.
Сравнительные недостатки вертикальных стволов по подъему руды:
- необходимость иметь вспомогательный подъем,
- большой объем околоствольных выработок (скиповая ветвь, камера опрокида, бункера, дозаторная камера, рудоспуски для перепуска руды с вмещающих горизонтов, дробильная камера и т.д.),
- при выдаче нескольких сортов руды требуются отдельные бункера или отдельные скиповые подъемы,
- запыляется воздух в шахтном стволе при разгрузке скипов, в таком случае нельзя подавать воздух через скиповой подъем.

5. Вскрытие наклонными стволами
При вскрытии месторождения наклонным стволом, пройденным в породах лежачего бока параллельно месторождению, от ствола шахты до рудного тела проходят квершлаги, длина которых, особенно на нижних горизонтах, значительно меньше, чем при вскрытии вертикальным стволом. Разница в длине квершлагов тем ощутимее, чем меньше угол падения месторождения. Вспомогательные стволы на флангах месторождения в этом случае могут быть наклонными или вертикальными.
При вскрытии наклонным стволом, пройденным по месторождению, квершлаги отсутствуют и стоимость проходки ствола частично окупается попутно добываемой рудой. Однако кроме недостатков, присущих любому наклонному стволу, в этом случае возникает необходимость оставления охранного целика с обеих сторон от ствола. Ширина этого целика возрастает с глубиной.
Вскрытие наклонным стволом по месторождению может оказаться целесообразным только для тонких, слаборазведанных пологопадающих и наклонных жил с небольшой глубиной распространения.
Когда подъем руды осуществляется с помощью подъемной машины в скипах или вагонетках, наклонные стволы целесообразно применять для вскрытия рудных тел с углом падения 10-30º. В этом случае все недостатки наклонных стволов компенсируются резким уменьшением длины квершлагов по сравнению со вскрытием вертикальным стволом

6.Вскрытие штольнями
Вскрытие штольней имеет ряд серьезных достоинств перед другими способами вскрытия. Это самый простой и экономичный способ вскрытия. Применяется в гористой или сильнопересеченной местности, располагают по простиранию, вкрест простирания или по диагонали к линии простирания. При вскрытии тонких месторождений по простиранию штольню проводят по руде; в мощных месторождениях штольню обычно располагают параллельно рудному телу по пустым породам и проводят от нее до месторождения квершлаги.
Располагают штольни в висячем или лежачем боку месторождения при вскрытии вкрест простирания определяется положением рудного тела относительно склона горы.
Как правило, месторождение выше уровня штольни отрабатывают несколькими этажами, поэтому возможны два варианта вскрытия.
В первом варианте каждый этаж вскрывают самостоятельными штольнями, которые служат для проветривания , доставки материалов, выдачи пустой породы, передвижения рабочих. Руду с верхних этажей перепускают до нижней штольни по рудоспускам.
Во втором варианте проходят только одну нижнюю штольню. Этот вариант применяется, когда по условиям залегания рудного тела на каждом этаже пришлось бы проводить очень длинные штольни по пустым породам. Вышележащие этажи над штольней вскрывают капитальными восстающими или слепым стволом с вентиляционным и ходовым отделением, а также клетевым подъемом людей, материалов и оборудования.
7.Комбинированные способы вскрытия
Сущность комбинированных способов вскрытия состоит в том, что верхнюю часть месторождения вскрывают одной главной выработкой, а нижнюю - другой с выдачей руды на поверхность последовательно по обеим главным выработкам.
Такое вскрытие целесообразно, в частности, в тех случаях, когда протяженность месторождения по падению велика и подъем по одному очень длинному стволу не обеспечивает заданной производительности. Комбинированное вскрытие характерно также для месторождений, залегающих в гористых местностях, которые распространяются ниже уровня штольни. В этом случае ниже штольни для вскрытия пользуются слепым стволом.
9. рудная подготовка
Рудную подготовку применяют при разработке крутых маломощных залежей, мощных залежей любого падения, пологих и горизонтальных залежей выдержанного залегания с транспортированием руды по почве залежи (при небольших углах падения используют любой транспорт, кроме электровозного).
Рудная подготовка обладает следующими достоинствами:
• доразведка запасов руды;
• меньшие затраты на проведение выработок за счет реализации попутно добываемой руды;
• меньший общий объем подготовительных выработок, так как они проведены достаточно близко к очистным блокам.
К недостаткам рудной подготовки можно отнести:
• проведение подготовительных выработок в зоне влияния очистных работ (например, вблизи них осуществляют взрывную отбойку), что требует увеличения затрат на их сохранение;
• оставление вокруг рудных подготовительных выработок ограждающих целиков, которые вообще не отрабатывают или извлекают с большими потерями руды.
10. полевая подготовка
Полевую подготовку используют в некоторых случаях при выемке руды с обрушением налегающих пород.
Достоинствами этой подготовки являются:
• размещение подготовительных выработок на удалении от очистных работ и вследствие этого лучшая их сохранность;
• меньшие потери руды в целиках;
• более прямолинейная трассировка выработок, обеспечивающая сравнительно быстрое движение транспорта.
К недостаткам полевой подготовки можно отнести:
• больший общий объем подготовки из-за наличия подходных выработок к рудному телу;
• увеличение затрат на проведение выработок из-за отсутствия в них попутной добычи руды.
11.Начение и конструкция ОД
Околоствольным двором называют совокупность капитальных горных выработок, примыкающих к шахтным и соединяющих к шахтным стволам и соединяющих их с главными и вентиляционными выработками.
В околоствольном дворе размещают различные камеры, предназначенные для обслуживания подземного хозяйства, транспортные ветви и вспомогательные выработки. Транспортная ветвь главного ствола называется скиповой, вспомогательного – клетевой. Часть ветви, по которой производят откатку порожних вагонеток, называется порожняковой. Ветвь, по которой осуществляется транспортирование руды, называется грузовой (главной) ветвью.
Околоствольные дворы по характеру движения рудных вагонов подразделяются на кольцевые и тупиковые.

Рис.
Кольцевая нить
В кольцевых околоствольных дворах рудничные вагоны, поданные к стволу, возвращаются к квершлагу, двигаясь одной лобовой стенкой.

В тупиковых выработках околоствольного двора вагоны с рудой меняют направление движения – движутся вперед сначала одной лобовой стенкой, затем другой.
12. Камерные выработки, назначение и их расположение в ОД
Проектируются следующие камеры:
камера опрокидывателя, ее располагают на грузовой ветви скипового ствола над аккумулирующим бункером. С обеих сторон опрокидывателя оставляют проходы для передвижения людей; камеры главных водоотливных установок и водосборники, размер которых зависит от водопритока.
К насосным камерам предъявляют следующие требования: при притоке воды более 50 м3/ч в насосной камере должны располагаться три насоса равной мощности, один в работе, один в резерве и один в ремонте; каждый насос должен откачать суточный приток за 20 ч; при притоке до 50 м3/ч нужно иметь два насоса; при весеннем притоке более 100 % нормального нужно иметь место для установки четвертого насоса; пол насосной камеры располагают на 0,5 м выше уровня околоствольного двора; фундаменты насосов должны быть подняты над уровнем пола 200÷250 мм; насосная камера соединяется с околоствольным двором двумя ходками с герметичными дверями.
Камеры центральных подземных электроподстанций состоят из двух отдельных - трансформаторной и распределительного устройства.
Депо для электровозов, противопожарного поезда, камера ожидания, медпункт, подземный склад взрывчатых материалов (склады устраивают в руднике при суточном расходе ВВ более 500 кг, в противном случае устраивают раздаточные камеры).
Учитывает значительный срок службы околоствольных дворов, их основные выработки и камеры располагают в устойчивых породах (по возможности вкрест простирания).
Выработки и камеры околоствольных дворов чаще всего имеют сводчатую форму поперечного сечения. Основным крепежным материалом служит бетон или железобетонные штанги с сеткой натяжной и набрызг-бетонном. Стоимость последней в 3-4 раза меньше бетонной.
Проектирование рудников
1.Порядок выполнения проектных работ
Для проектирования небольших объектов и обслуживания текущих нужд на горно-рудных комбинатах имеются проектные конторы, бюро, отделы и группы.
Крупные объекты обычно проектируются несколькими институтами, из которых один - ведущий является генеральным проектировщиком. Он обычно разрабатывает технологическую часть и отвечает за весь комплекс проектных и изыскательских работ, за качество и сроки выполнения проекта в целом, а также за сметную стоимость строительства. Если генпроектировщик не может на необходимом уровне выполнить все работы, то он поручает выполнение отдельных проектных и изыскательских работ на хоздоговорных началах другим специализированным институтам и организациям.
Для выполнения отдельных частей проекта в каждом институте имеются соответствующие отделы и группы: технический, горный, электромеханический, генплана и транспорта, промсооружений, сантехнический, экономических обоснований, организации строительства, сметный, охраны природы и ряд отделов обслуживающего и административно-хозяйственного назначения. В отделах имеются главные специалисты.
По каждому проектируемому объекту или группе объектов институт-генпроектировщик назначает главного инженера проекта, который координирует разработку всех частей проекта, выдает задания отделам, а также смежным организациям и принимает выполненную работу. Он отвечает за проект в целом, а также за сметную стоимость строительства. Главный инженер проекта обычно назначается либо по одному руднику, либо по их группе. Субподрядные организации и отделы, выполняющие отдельные части проекта, сами назначают главных инженеров, ответственных за эти части и сметные стоимости по ним.
2.Установление кондиций на руду
Кондиции на руду представляют собой совокупность требований к качеству полезных ископаемых в недрах и к горнотехническим условиям разработки, которые принимаются за основу при подсчете запасов и разделения их на балансовые и забалансовые. Часть кондиций - это предельные значения показателей качества руды, соблюдение которых обеспечивает экономичность капитальных и эксплуатационных затрат. Часто качественные кондиции на руду определяются количеством запасов и возможными масштабами горных работ. Кондиции бывают временные и постоянные, хотя фактически постоянные также периодически пересматриваются. Постоянные кондиции утверждаются ГКЗ (кроме золота, олова и некоторых других цветных и редких металлов, которые утверждаются соответствующими министерствами и ведомствами). Они разрабатываются проектными институтами по результатам детальной разведки, а для эксплуатируемых месторождений — по данным разведочных и эксплуатационных работ.
В соответствии с инструкцией ГКЗ по экономической оценке месторождений под кондициями на руду понимают:
1)минимальное промышленное содержание металлов в руде подсчетного блока;
2)допустимый коэффициент рудоносности (для весьма сложных месторождений);
бортовое содержание полезного компонента в отдельных пробах;
минимальную выемочную мощность рудного тела;
минимальное содержание попутных компонентов.
3. Документы регламентирующие проектирование
Горнодобывающие предприятия РФ строятся только на основании утвержденных проектов. Состав, порядок разработки, согласования и утверждения проектно-сметной документации на новое строительство, расширение, реконструкцию и техническое перевооружение действующих предприятий, зданий и сооружений регламентирует СНиП 1.02.01-85. от 1988 года.
Министерства и ведомства РФ, органы государственного надзора и общественные организации в соответствии с предоставленными им правами в необходимых случаях могут с учетом настоящей инструкции разрабатывать нормативные документы по проектированию, отражающие специфику отдельных отраслей народного хозяйства, отраслей промышленности и видов строительства.
Для обоснования сроков проектирования и строительства рудников необходимо руководствоваться «едиными нормами продолжительности проектирования и строительства предприятия , зданий и сооружений и освоения проектных мощностей» СН 238-82. удельные капитальные затраты для выполнения укрупненных расчетов могут быть приняты в соответствии с «нормативами удельных капитальных вложений по отраслям» СН 469-79.
4. Принципы составления календарного плана
Календарный план рудника — это заранее намеченный порядок и последовательность выполнения всей совокупности работ с отметкой времени их начала и окончания. Они необходимы для достижения главных целей с оптимальными (минимальными) затратами. Главная цель календарного плана строительства рудника — обеспечение своевременного (в оптимальный или нормативный срок) строительства рудника к начальному сроку и достижения проектной мощности по количеству и качеству добываемой рудной массы. Более общая цель календарного плана рудника — обеспечение добычи необходимого количества полезного ископаемого с оптимальными затратами в намеченные сроки.
В период эксплуатации составляются календарные планы на вскрытие и подготовку новых горизонтов и отработку новых этажей. Для нового рудника календарный план включает в себя все виды капитальных работ по строительству рудника (вскрытие, подготовку) и освоение проектной мощности (план развития горных работ).
Календарный план должен обеспечивать возможность в любой момент определить:
1) очередность и сроки выполнения того или иного вида
горных работ;
необходимое опережение проходки вскрывающих, подготовительных и нарезных выработок по сравнению с очистными работами;
количество блоков, находящихся на разных стадиях горных работ, объемы и качество добываемой в них рудной массы;
величину вскрытых, подготовленных, нарезанных и готовых к выемке запасов;
штат и квалификацию рабочих в разные периоды строительства и эксплуатации рудника;
количество оборудования, необходимого для выполнения всех видов горных работ, включая охрану и рекультивацию природных ресурсов.
Календарный план составляется на основе следующих материалов:
планов и разрезов месторождения с разбивкой на этажи, блоки, камеры и целики с указанием количества и качества в них запасов;
схем вскрытия и подготовки, протяженности и размеров выработок, объемов камерных выработок;
заданных сроков строительства предприятия и развития добычи;
принятых систем разработки, объемов подготовительно-нарезных работ и скорости проходки выработок, производительности блоков при очистных и проходческих работах;
данных о расчетной производительности труда, потерях и разубоживании и т.д.
5.Методы решения проектных задач
Метод вариантов - наиболее надежный и широко применяемый в практике проектирования рудников. Любая задача, независимо от ее важности и сложности, характера, масштабности, уровня иерархии и комплексности может быть решена на основе сравнения вариантов. Суть метода заключается в том, что для решения любой задачи выбирается несколько наиболее вероятных, безопасных и пригодных для использования вариантов, для них разрабатываются проектные решения, обосновываются общие для всех критерии цели. По этим критериям определяется экономическая эффективность каждого варианта и осуществляется выбор наиболее эффективного (оптимального) варианта.
Недостатки этого метода в том, что он требует больших затрат труда высококвалифицированных специалистов на выполнение расчетов и логической работы по анализу каждого варианта и выявлению его технологических особенностей. Но в результате выполнения огромного объема работ устанавливается лишь относительная эффективность вариантов.
Метод аналогии. Аналогия (греч. - соответствие) - это сходство нетождественных объектов в некоторых качествах, отношениях, сторонах. Умозаключение по аналогии - вывод о наличии определенных признаков на основании фиксации сходства, существующего в некоторых других признаках.
Метод аналогии довольно часто применяется как для формирования исходной информации для проектных работ, так и для осуществления и принятия некоторых проектных решений. При этом методе выбираются аналоги проектных решений, которые приводятся в сопоставимый вид и сравниваются для обоснования оптимального решения. Метод аналогии в практике проектирования рудников применяется довольно широко с целью предпроектных укрупненных проработок или для сравнения показателей вновь проектируемого объекта с апробированным уже проектом предприятия, работающего в аналогичных условиях. Метод аналогии в комбинации с расчетными методами используется для определения числа шахтных стволов, выбора схем околоствольных дворов, организации проходческих и очистных работ. На основе метода аналогии выбираются типовые проекты и повторно применяющиеся экономичные индивидуальные проекты как для отдельных объектов, так и для целых узлов и технологических процессов. Иногда в качестве аналога принимается опыт зарубежных предприятий. Например, при составлении проектов реконструкции некоторых железорудных шахт в нашей стране в качестве аналога принимался опыт рудника Кируна в Швеции.
Метод логических рассуждений, по сути дела, является методом экспертных оценок и довольно широко внедрен в практику проектирования на стадии предварительного отбора приемлемых вариантов при решении задач о выборе способа разработки, схемы вскрытия, систем разработки, типа оборудования, схемы размещения зданий, сооружений, отвалов и др. Результативность этих методов во многом зависит от опыта и творческих способностей проектанта.
6. Определение производственной мощности рудника по горным возможностям.
Годовую мощность рудника по горнотехническим условиям для наклонных и крутых месторождений обычно определяют по годовому понижению по формуле:
(т/год),
Где:
S- средняя площадь горизонтального сечения рудного тела, м²;
Hg- среднее годовое понижение горных работ, м;
γ- плотность руды, т/м³;
Кu- поправочный коэфф. На угол падения;
Кm- коэфф. Учитывающий влияние мощности залежи;
R и P- соответственно разубоживание и потери руды.
Для условий пологих месторождений производительность рудника по горным возможностям устанавливается на основе определения числа действующих блоков и их производительности по формуле:
(т/год),
Где:
Pz- производительность забоя;
n- число забоев в блоке;
N- число блоков или камер , в которых одновременно ведутся очистные работы;
φ- коэфф. Учитывающий добычу из подготовительных забоев;
Кr- коэфф. Резерва.
7.Задание на проектирование
- документ, выдаваемый заказчиком проекта основной проектной организации, включающий в себя:
- наименование объекта;
- основание для проектирования;
- номенклатура продукции;
- проектная мощность;
- место расположения объекта;
- режим работы;
- источники обеспечения сырьем, энергией, водой и т.п.;
- основные технологические процессы;
- технико-экономические показатели;
- данные для проектирования объектов жилищного и бытового назначения;
- этапы строительства и освоения производственной мощности.
В задании на проектирование должны также приводиться данные о количестве запасов полезных ископаемых, утвержденных или прошедших государственную экспертизу в установленном порядке, потерях и разубоживании полезных ископаемых при добыче, комплексном использовании добываемого сырья, уровне извлечения основных и попутных компонентов при переработке минерального сырья, использовании вскрышных пород и ценных отходов производства, а также о намеченных мерах по охране зданий, сооружений и природных объектов от вредного влияния горных разработок.
8.Содержание проекта.
Проект строительства новых горных предприятий или расширения и реконструкции действующих предприятий разрабатывается на основе решений, изложенных в технико-экономических обоснованиях (ТЭО) или технико-экономических расчетах (ТЭР). Стоимость строительства, определенная ТЭО или ТЭР, не должна быть превышена при проектировании и строительстве.
Проект строительства предприятия состоит из следующих этапов:
- разработка схемы и очередности строительства предприятия;
- подготовительный период строительства;
- технология сооружения стволов шахт;
- технология строительства рудника после проходки стволов;
- технология строительства зданий и сооружений на поверхности;
- технико-экономические показатели.
Графическая часть проекта содержит технологическую схему строительства предприятия, календарный план и график горнопроходческих работ, комплексный укрупненный график строительства, технологические схемы проходки и армирования стволов, проходки и крепления других горных выработок, схемы размещения, машин и механизмов и т.п.
9.Рабочий проект и документация – комплекс документов, разрабатываемый для строительства объекта по типовым и повторно применяемым проектам, а также для несложных объектов.
Он разрабатывается в одну стадию. Проект включает в себя части: генеральный план и транспорт, строительную, охрана окружающей среды, мероприятия по гражданской обороне, сметную, экономическую и организации строительства.
В общей пояснительной записке содержится характеристика проектных решений в части:
- технологии разработки, выбранного оборудования и связанных с ними горных работ, планировочных, строительных и других решений; количества и качества добываемых руд; рационального и комплексного использования запасов полезных ископаемых, сырья, материалов, топлива, энергии и других ресурсов предприятия; мероприятий по использованию отходов производства и вторичных ресурсов;
- организации, специализации и кооперирования основных и вспомогательных производств с учетом намеченного развития; научной организации труда и механизации производственных процессов, автоматизации процессов добычи и переработки, создания АСУ ТП и АСУП.
Даются чертежи: планы и разрезы по месторождению, принципиальная схема технологических процессов добычи и переработки; технологические схемы компоновки и расстановки основного горного оборудования и транспортных средств; схемы автоматизации технологических процессов, электроснабжения и др.; чертежи по защите технологического оборудования и трубопроводов от коррозии, чертежи по теплоизоляции.
Приводятся решения по приведению и креплению выработок, планы, разрезы и фасады индивидуальных зданий и сооружений, перечень зданий и сооружений, которые намечено строить по типовым и повторно применяемым проектам с краткой характеристикой и схематическим изображением основных планов и размеров; схемы, планы и профили трасс основных внешних и внутриплощадочных коммуникаций.
Кроме рабочих чертежей в составе проекта содержатся сведения о привязке типовых и повторно применяемых проектов к местным условиям с изменениями и дополнениями. К проекту прилагается сводная смета.
рабочий проект содержит сведения в форме, достаточной для использования без дополнительной проработки, например, изготовление изделий, конструкций, деталей или заказ приборов, оборудования и т.п.
10.Порядок согласования и утверждения проектов
Материалы проекта (рабочего проекта), представляемые на утверждение, подписываются:
титульный лист общей пояснительной записки - директором, главным инженером института, главным инженером проекта, а схема генерального плана, кроме того, начальником отдела, исполнителем;
другие материалы - подписываются главным инженером проекта, начальником отдела, нормоконтролем и исполнителем; сметная документация - должностными лицами, указанными в формах.
Проект (рабочий проект) и рабочая документация передаются генпроектировщиком заказчику в основном в 4-х экз. и субподрядным проектировщиком генеральному пректировщику - в 5-ти экз. Число объектных и локальных смет - на 1 экз. больше.
Согласование проектных решений органами государственного надзора должно осуществляться в одной инстанции в срок до 15 дней, а в отдельных случаях - до 30 дней.
Заказчик проекта согласовывает с генподрядчиком раздел проекта «Организация строительства», сметы, составленные по рабочим чертежам, а также сводный сметный расчет. При этом, если генподрядчик не дает замечаний в течение 45 дней со дня получения раздела проекта, то проект считается согласованным и может быть утвержден заказчиком. В случае получения замечаний заказчик поручает генпроектировщику сделать исправления в месячный срок. Перед утверждением проект (рабочий проект) обычно направляется на экспертизу в компетентные организации. После одобрения в горно-добывающем министерстве, корпорации, ведомстве проект передается на государственную экспертизу в Госстрой РФ.
После этой экспертизы проекты (рабочие проекты) утверждаются в горно-добывающем министерстве.

11.Горный и земельный отводы
Горный отвод - это часть земных недр, предоставляемая для промышленной разработки имеющихся в ней залежей для вновь строящихся и реконструируемых рудников. В процессе проектирования он должен быть предварительно согласован с управлением округа Госгортехнадзора и оформлен до начала строительства рудника в месячный срок после утверждения проекта рудника заказчиком.
После составления проектной организацией проекта горного отвода и утверждения Госгортехнадзором республики горноотводного акта оформляется государственный акт на право пользования земельным участком - земельный отвод.
Отвод земельных участков для пользования горно-добывающим предприятием производится на основании постановления администрации области или правительства республики. При оформлении земельного отвода представляются следующие материалы: утвержденный акт о выборе промплощадки для строительства рудника с обоснованием потребной площади земли, расчетом убытков от изъятия этой земли; решение исполнительного органа районной или областной администрации с согласованием акта выбора промплощадки и площадки для гражданского строительства; решение министерства сельского хозяйства республики об обоснованности потребности в земельном отводе, проект горного отвода и утвержденный горно-отводный акт, утвержденный заказчиком проект (рабочий проект) на строительство рудника и рабочего поселка.
12.Принципы САПР:
- единство системы за счет коррелятивных связей между отдельными звеньями технологической сети;
- совместимость параметров подсистем в рамках единого банка данных;
- иерархическая соподчиненность решений в рамках подсистем.
Подземные рудники относятся к сложным объектам из-за следующих факторов:
- неопределенность исходных данных;
- сложность структуры управления;
- динамический характер процессов;
- разобщенность процессов во времени и пространстве;
- альтернативность технических и технологических решений.
Для подземных рудников целесообразно многовариантное автоматизированное проектирование с поэтапной оптимизацией промежуточных решений .
13. Автоматизированное проектирование систем разработки.
При решении задачи оптимизации систем разработки на первом этапе определение технический пригодных для тех или иных конкретных горно-геологических условий с применением ЭВМ должно осуществляться на основе перебора всех систем разработки и их вариантов и отклонения явно не пригодных путем ввода в программу расчета ограничений, соответствующих конкретным данным рудного месторождения, которые характеризуют параметры рудных залежей , свойства руд и вмещающих пород. Система разработки должна быть оптимизирована по параметрам и показателям , после чего осуществляется их сравнительная оценка с оптимальными параметрами и показателями , по критерию оценки выбираются наиболее эффективные.
Применительно к рудным месторождениям со сложными горно-геологическими условиями может быть решена и более детальная задача по дифференцированному обоснованию систем разработки для каждого этажа, участка, блока.
При таком порядке решения задачи можно одновременно обосновать очередность проведения выработок и отработки блоков.
14.Строительная часть проекта
В сводном генплане строительства обосновываются места расположения временных и постоянных сооружений. В сводном календарном плане строительства выделяются отдельно работы подготовительного периода (по подготовке площадки) и собственно работы по проходке устьев стволов, главных и вспомогательных стволов шахт, квершлагов, штреков и др. Предусматривается строительство объектов жилищно-гражданского назначения. Продолжительность различных видов горных работ определяется на основе СН 440—79, а также средних и максимальных показателей скорости проходки, достигнутых практикой строительства в аналогичных условиях.
Проект организации строительства (ПОС) рудника состоит из следующих частей:
разработка схемы и очередности строительства предприятия;
подготовительный период строительства;
технология сооружения стволов шахт;
технология строительства рудника во втором периоде (после проходки стволов);
технология строительства зданий и сооружений на поверхности;
технико-экономические показатели проекта организации строительства.
Графическая часть ПОС рудника содержит технологическую схему строительства предприятия, календарный план и график горно-проходческих работ, комплексный укрупненный график строительства, технологические схемы проходки и армирования стволов, проходки и крепления других горных выработок, схемы размещения оборудования, машин и механизмов и т.п.
15.Проект организации строительства
горного предприятия – часть технического или техно-рабочего проекта, включаемая в виде раздела «Организация строительства». Он разрабатывается генеральным проектировщиком и согласовывается с основной строительной организацией.
На основе регламентированных сроков строительства определяются:
- объемы, календарные графики и организация работ;
- графики обеспечения строительства материальными, трудовыми и финансовыми ресурсами;
- порядок и объемы обеспечения строительной базой, складским и транспортным хозяйством.
Строительство ведут по сетевым графикам.
16. Порядок экспертизы проекта.
Процесс проведения экспертизы состоит из следующих этапов:
1. Предварительный этап.
При обращении заказчика в экспертную организацию по вопросу
проведения экспертизы промышленной безопасности в горнорудной
промышленности согласно области аккредитации экспертная организация
проводит предварительный этап переговоров с заказчиком с целью его
информирования о порядке проведения экспертизы и обсуждения вопросов,
касающихся проведения экспертизы, в том числе содержание и ход
экспертизы, составление календарного плана и др.
Предварительные переговоры оформляются протоколом экспертной
организацией (экспертом), ответственной за проведение экспертизы.
2. Заявка, договор или другие документы, устанавливающие
условия проведения экспертизы.
Экспертиза проводится на основании заявки заказчика или других
документов, в соответствии с согласованными условиями договаривающихся
сторон проведения экспертизы.
3. Процесс экспертизы.
Процесс проведения экспертизы включает:
назначение экспертов и руководителя группы экспертов;
подбор материалов и документации, необходимых для проведения
экспертизы объекта;
проведение экспертизы.

17. Прибыль, рентабельность.
Главный недостаток приведенных затрат заключается в том, что в них не учитывается полнота использования недр. Критерий удельной прибыли в этом отношении имеет значительные преимущества. В расчете на 1т руды балансовых запасов величина удельной прибыли:
(руб.),
Где:
ц- извлекаемая ценность добываемой рудной массы;
з- затраты на добычу и переработку рудной массы;
P- потери руды;
R- разубоживание руды.
Критерий прибыли совершенно не отражает степени использования примененных в процессе добычи производственных фондов. Этот важный фактор отражается в критерии рентабельности производственных фондов. Рентабельность выражает отношение суммы годовой прибыли к производственным фондам предприятия.
, руб.
Где:
ΣПр- сумма годовой прибыли, руб.;
Qos.f и Qob.f –основные и оборотные фонды предприятия , руб.
Этот показатель применяется в качестве основных оценочных показателей для определения эффективности проекта в целом.
18.Исходные данные для проектирования.
Исходными данными для проектирования являются результаты комплексных исследований, в ходе которых:
- определяются запасы полезного ископаемого;
- выявляются геологические и технологические особенности месторождения;
- возможность добычи попутных полезных ископаемых и комплексного использования их.
Директивные данные:
- мощность предприятия по выпуску готовой продукции;
- сроки начала строительства и эксплуатации.
Природные данные:
- географо-экономическое положение месторождения;
- температура воздуха, количество осадков по месяцам;
- направление ветров.
Горно-эксплутационные данные:
- запасы руды и металлов по промышленным категориям;
- количественная и качественная характеристика и распределение запасов;
- морфология, элементы залегания, размеры рудных тел;
- вещественный состав руды и вмещающих пород;
- формы минерализации и характер ее распределения;
- физико-механические свойства руды и вмещающих пород;
- литолого-петрографические разности руд и распределение по ним запасов;
- способность руд к самовозгоранию;
- глубина залегания рудных тел;
- взаимное расположение рудных тел;
- мощность пустых прослоев при сближенном расположении рудных тел;
- взаимосвязь тектонических структур месторождения и района;
- обводненность месторождения, тип и химический состав вод, притоки в горные выработки;
- суфлярные проявления и возможная загазованность;
- сопутствующая рудная минерализация;
- гипергенные изменения, запасы первичных и вторичных руд;
- гранулометрический состав руд;
- распределение полезного компонента по гранулометрическим классам;
- коэффициент разрыхления руды;
- способность руд слеживаться при их магазинировании;
- размеры блоков и параметры буровзрывных работ;
- данные о разубоживании и потерях руды.
Экологические данные:
- способы очистки подземных вод;
- способы предотвращения миграции промышленных стоков;
- способы рекультивации;
- мероприятия по технике безопасности и промышленной санитарии;
- мероприятия по охране окружающей среды и недр.
Исходные данные для проектирования технологий с выщелачиванием:
- состав выщелачивающих растворов;
- скорость продвижения фронта выщелачивания;
- скорость фильтрации растворов;
- методы извлечения металлов из растворов;
- состав и расход реагентов.
Исходные данные для проектирования открытых горных работ:
- график изменения коэффициента вскрыши;
- объем добычи и качество руды;
- геологическая модель месторождения;
- технологические ограничения (контура карьера, параметры рабочей зоны, уступов, расположение целиков и т.п.).
19.Критерии экономической оценки проектных решений.
Основные принципы сложившиеся в мировой практике подходы к оценке эффективности проектов включают:
- моделирование потоков продукции, ресурсов и денежных средств;
- учет результатов анализа рынка, финансового состояния предприятия, претендующего на реализацию проекта, степени доверия к руководителям проекта, влияния реализации проекта на окружающую природную среду и т.д.;
- определение эффекта посредством сопоставления предстоящих интегральных результатов и затрат с ориентацией на достижение требуемой нормы дохода на капитал или иных показателей;
- приведение предстоящих разновременных расходов и доходов к условиям их соизмеримости по экономической ценности в начальном периоде;
- учет влияния инфляции, задержек платежей и других факторов, влияющих на ценность используемых денежных средств;
- учет неопределенности и рисков, связанных с осуществлением проекта.
При этом необходимо учитывать:
- необходимость единообразного подхода к оценке различных проектов, финансируемых за счет централизованных источников;
- добровольность вхождения хозяйствующих субъектов в число участников реализации проекта;
- многообразие интересов участников проекта;
- самостоятельность предприятий при отборе проектов и способов их реализации;
- необходимость максимального устранения влияния неполноты и неточности информации на качество оценки эффективности проектов.
Вследствие снижения объемов активных запасов минерального сырья с течением времени производственная мощность горного предприятия уменьшается. Когда уровень снижения превышает 50 %, выбирается новая стратегия. Чтобы проектировать новые эффективные технологии, необходимо анализировать процессы подземных работ и синтезировать полученные сведения.
Основным вопросом оптимизации проектирования является обоснование и выбор критерия оптимальности.
Критерий эффективности представляет собой оценку качества выполнения системой своих функций. Существует несколько вариантов достижения одной и той же цели, и предпочтительный вариант выбирают с помощью принятого критерия эффективности.
При оценке горных технологий используют количественные критерии, поскольку они обеспечивают объективность оценки состояния системы и пригодны для определения эффективности мероприятий, направленных на преобразование исходной системы.
При определении критерия используют экономические характеристики: капитальные затраты, издержки в единицу времени, чистую прибыль в единицу времени или на единицу продукции, доходы от инвестиций, отношение затрат к прибыли и другие.

20.Генеральный план рудника.
Генеральный план поверхности рудника содержит комплекс решений на основе увязки его с другими разделами проекта:
- выбор промышленной площадки;
- расположение зданий и сооружений, складского хозяйства и транспортных путей;
- расположение основных и вспомогательных вскрывающих выработок;
- трассировка магистралей;
- расположение породных отвалов, отвалов бедных и забалансовых руд и хвостохранилищ;
- расположение санитарных зон и рабочего поселка.
На чертежах генерального плана наносят границы земельного и горного отводов, предполагаемую границу зоны оседания или обрушения поверхности под влиянием горных работ, а также границы оставленных рудных целиков.
В связи с тем, что на поверхностных работах занято до 30 % рабочих, компоновка плана поверхности имеет важное значение для производительности труда. От компоновки поверхностных зданий, сооружений, коммуникаций, отвалов, хранилищ и складов зависит площадь земной поверхности, занимаемая рудником или измененная под воздействием горных работ, и величина ущерба окружающей среде.
Решения генерального плана зависят от способа разработки месторождения, вида транспорта и т.д. Объекты располагают так, чтобы транспортные потоки не пересекались, а грузы перемещались без перегрузки.
Здания, связанные технологически, укрупняются в блоки прямоугольной формы. Планировка должна обеспечивать санитарные условия, иметь архитектурное лицо и предусматривать возможности расширения и модернизации.
Компоновка генерального плана должна осуществляться с учетом рельефа местности, инженерно-геологических и гидрологических условий района строительства рудника, направления господствующих ветров. Все опасные в пожарном отношении объекты (склады горючесмазочных материалов (ГСМ), топлива, леса и др.) должны располагаться с подветренной стороны на удалении от надшахтных зданий, воздухоподающих стволов, вентиляторов и калориферов не менее 100 м.
21. Оптимизация производственной мощности горного предприятия
Величина производственной мощности рудника весьма существенно влияет на все основные технико-экономические показатели отработки месторождения: себестоимость добычи и удельные капитальные затраты, время отработки месторождения и, соответственно, период получения народным хозяйством полезных ископаемых и прибыль от их реализации, производительность труда, полноту использования недр и др. Так, при одних и тех же запасах месторождения по мере роста производственной мощности рудника и уменьшения срока его службы растут капиталовложения и амортизационные отчисления, затраты на транспорт, поддержание выработок, в результате увеличивается условно-переменная часть себестоимости добычи руды. Вместе с тем, по мере роста производственной мощности рудника уменьшаются общерудничные и некоторые другие эксплуатационные расходы, за счет чего условно-постоянная часть себестоимости снижается (рис. 14.1).

Рис.14.1. Изменение затрат:
1 - условно-постоянных; 2 - обратно-пропорциональных;
3 - не зависящих от производительности рудника; 4 - общих затрат
Поиск минимума себестоимости добычи в зависимости от условно-постоянных и условно-переменных затрат - суть аналитического метода определения оптимальной производительности рудника. Такой метод для рудников был впервые предложен академиком М.И. Агошковым.
Данный метод основан на допущении, что закономерности изменения себестоимости и удельных капитальных затрат одинаковы на всех рудниках. Однако этого на рудных месторождениях нет.
Так же задачу определения оптимальной производственной мощности рудника можно решать методом вариантов, который и применяется в практике проектирования. Суть его заключается в том, что для каждого месторождения выбирается несколько вариантов производственной мощности рудника (в пределах наиболее вероятных значений), в одном из которых принимается производственная мощность рудника по горным возможностям. Для каждого значения мощности путем расчета устанавливаются соответствующие ему показатели себестоимости, удельных капиталовложений, удельных приведенных затрат и на основе сравнения результатов выбирается оптимальный вариант с минимумом приведенных затрат. Наиболее достоверные результаты получаются путем проектных проработок по всем принятым для сравнения значениям производственной мощности рудника.
22.Оценка запасов месторождения.
Валовая ценность руды зависит от содержания полезных компонентов. Нередко ценными оказываются месторождения с невысоким содержанием полезных компонентов, но большие по запасам и расположенные в благоприятных условиях. Малоценным бывает месторождение с высоким содержанием, но малое по масштабам, глубоко залегающее или трудное для разработки.
Для практической оценки запасов наиболее важным показателем является извлекаемая ценность добываемой рудной массы, поскольку в качестве критерия ценности месторождения принимаются показатели прибыли или дифференциальной горной ренты, которые являются разностью между ее извлекаемой ценностью и затратами (руб/т) на добычу и переработку

СОДЕРЖАНИЕ МИНИМАЛЬНОЕ ПРОМЫШЛЕННОЕ — нижний предел среднего содер. полезного компонента (металла) в руде подсчетного блока, обеспечивающий возврат всех затрат на разведку, добычу и переработку руды и получение плановой прибыли при эксплуатации м-ния.
СОДЕРЖАНИЕ БОРТОВОЕ — нижний предел содер. полезного компонента (металла), допускаемый в руде краевых проб, обеспечивающий оптимальный вариант оконтуривания и максимальный экономический эффект эксплуатации м-ния. Служит для оконтуривания м-ний с неравномерным, резко колеблющимся, гнездовым распределением полезного компонента; оконтуривание м-ний с постепенным и закономерным изменением содер. полезного компонента производится по минимальному промышленному содержанию. Определяется для балансовых и забалансовых запасов. Верхним пределом С. б., как правило, является минимальное промышленное содер., нижним — содер. полезного компонента (металла) в хвостах обогатительных фабрик. Обоснованный выбор С. б. имеет большое значение для оценки и экономической эффективности эксплуатации м-ния.
23.Графический, аналитический, статистический методы
Метод основан на установлении зависимостей между исследуемыми параметрами и стоимостными показателями и отыскании оптимальных значений искомых параметров при решении задачи на оптимум аналитическим путем.
Зависимости имеют непрерывный характер и на графике представляют собой или выпуклую вверх кривую, если в качестве критерия служит прибыль, или вогнутую вниз, если в качестве критерия принимаются затраты.
Аналитический метод может использоваться для предварительных расчетов по выбору производственной мощности рудника, определению размеров шахтного поля, высоты этажа, некоторых параметров систем разработки, транспорта, энергоснабжения и т.д.
Недостаток аналитического метода в том, что он непригоден при прерывных функциях, не раскрывает сущности закономерностей изменения функций, а дает лишь точечное значение, которое иногда может очень отличаться от соседних значений в довольно широких пределах. Второй недостаток - сложность получения информации для расчетов, что при ручном счете является немаловажным фактором.
Графо-аналитический метод - строятся графики области оптимума значений, пользуясь которыми по двум известным значениям определяют неизвестное. К достоинствам способа относится возможность оценки взаимодействия одновременно нескольких параметров, например, запасов руды (1), содержания металлов (2) и коэффициента рудоносности (3) с изменением мощности
Статистический метод применяют в практике рудников и обогатительных фабрик для установления зависимостей:
- величины капитальных и эксплуатационных затрат на добычу и переработку от производственной мощности предприятия или горно-геологических показателей;
- показателей обогащения добываемой рудной массы (извлечение в концентраты и содержание в концентратах различных полезных компонентов) в зависимости от содержания в ней полезных и вредных компонентов;
- производительности выпуска руды и погрузочно-транспортных средств в зависимости от степени дробления руды и др.;
- выход негабаритов или затраты на вторичное дробление в зависимости от параметров буровзрывных работ и удельного расхода ВВ на отбойку;
- производительности бурения в зависимости от глубины, диаметра скважины и др. факторов;
- извлечения металлов в зависимости от проницаемости руд
- зависимость производительности закладочного трубопровода от технологических параметров
- зависимость содержания металлов в продуктивных растворах от времени выщелачивания
Показатели определяют на основе анализа показателей. Чем большее количество показателей подлежит анализу, тем точнее результат определения.
Статистические данные относятся к процессам, явлениям и объектам, существовавшим ранее или существующим в настоящее время. Поэтому они не должны применяться для решения перспективных задач.
24.Методы решения проектных задач
Метод вариантов - наиболее надежный и широко применяемый в практике проектирования рудников. Любая задача, независимо от ее важности и сложности, характера, масштабности, уровня иерархии и комплексности может быть решена на основе сравнения вариантов. Суть метода заключается в том, что для решения любой задачи выбирается несколько наиболее вероятных, безопасных и пригодных для использования вариантов, для них разрабатываются проектные решения, обосновываются общие для всех критерии цели. По этим критериям определяется экономическая эффективность каждого варианта и осуществляется выбор наиболее эффективного (оптимального) варианта.
Недостатки этого метода в том, что он требует больших затрат труда высококвалифицированных специалистов на выполнение расчетов и логической работы по анализу каждого варианта и выявлению его технологических особенностей. Но в результате выполнения огромного объема работ устанавливается лишь относительная эффективность вариантов.
Метод аналогии. Аналогия (греч. - соответствие) - это сходство нетождественных объектов в некоторых качествах, отношениях, сторонах. Умозаключение по аналогии - вывод о наличии определенных признаков на основании фиксации сходства, существующего в некоторых других признаках.
Метод аналогии довольно часто применяется как для формирования исходной информации для проектных работ, так и для осуществления и принятия некоторых проектных решений. При этом методе выбираются аналоги проектных решений, которые приводятся в сопоставимый вид и сравниваются для обоснования оптимального решения. Метод аналогии в практике проектирования рудников применяется довольно широко с целью предпроектных укрупненных проработок или для сравнения показателей вновь проектируемого объекта с апробированным уже проектом предприятия, работающего в аналогичных условиях. Метод аналогии в комбинации с расчетными методами используется для определения числа шахтных стволов, выбора схем околоствольных дворов, организации проходческих и очистных работ. На основе метода аналогии выбираются типовые проекты и повторно применяющиеся экономичные индивидуальные проекты как для отдельных объектов, так и для целых узлов и технологических процессов. Иногда в качестве аналога принимается опыт зарубежных предприятий. Например, при составлении проектов реконструкции некоторых железорудных шахт в нашей стране в качестве аналога принимался опыт рудника Кируна в Швеции.
Метод логических рассуждений, по сути дела, является методом экспертных оценок и довольно широко внедрен в практику проектирования на стадии предварительного отбора приемлемых вариантов при решении задач о выборе способа разработки, схемы вскрытия, систем разработки, типа оборудования, схемы размещения зданий, сооружений, отвалов и др. Результативность этих методов во многом зависит от опыта и творческих способностей проектанта.
25.Факторы влияющие на производственную мощность и срок службы горного предприятия
Установление годовой производственной мощности - один из важнейших вопросов оптимизации горных работ и проектирования рудника. Главными факторами, определяющими производственную мощность отдельного рудника, являются: 1) величина запасов и условия их залегания (геологическое строение, мощности и углы падения залежей, крепость и устойчивость полезных ископаемых и вмещающих пород и др.); 2) категория разведанности запасов (степень достоверности геологоразведочных данных); 3) ценность и дефицитность полезных ископаемых; 4) наличие вблизи рудника незагруженных мощностей по переработке руд; 5) способ вскрытия и число стволов; 6) применяемые системы разработки; 7) комплексы горно-шахтного оборудования, применяемые на проходческих и очистных работах; 8) глубина разработки; 9) состояние окружающей среды в районе месторождения.
Для реконструируемого рудника, кроме этого, имеют значение следующие факторы: 1) наличие запасов основного и совместно с ним залегающих других полезных ископаемых; 2) величина вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов основного полезного ископаемого.
Определенную роль в обоих случаях играют также величина имеющихся или выделенных для строительства горного предприятия капиталовложений и кредитов, а также, мощность строительных организаций.
Системы разработки
1.Камерно столбовая система разработки.
Камерно-столбовую систему применяют в пологих и наклонных залежах малой и средней мощности при устойчивых и среднеустойчевых руде и вмещающих породах.
Камерно-столбовая система отличается от сплошной тем, что с целью увеличения числа забоев в панели или оставления сплошных опорных целиков панель вынимают с разделением на камеры. Камеры имеют прямоугольную в плане форму, вытянуты по ширине панели и параллельны между собой. Между камерами оставляют для поддержания кровли опорные целики, сплошные или в виде столбов.
По границе панели оставляют панельные целики. Все целики, и междукамерные и панельные могут быть как постоянными так и временными. Постоянные целики между камерами по возможности оставляют изолированные , а сплошные целики применяют главным образом применяют при относительно малоценных ПИ.
Параметры:
Ширина панели составляет 80-150м до 400-600м при разработке калийных солей ширина камер 8-20м, ширина панельных целиков составляет от10-15 до 30-40м при большой глубине разработки , расстояние между опорными целиками 8-20м поперечный размер целиков 3-6 м при высоте 12-15 м .

2. Система подэтажных штреков.
Наиболее благоприятными условиями для ее применения является крутое залегание рудного тела мощностью от 1 до 30 м с устойчивыми вмещающими породами. Как правило, система подэтажных штреков применяется при разработке руд невысокой ценности, хотя в отдельных случаях применима и при разработке денных руд. При этом месторождения ценных руд разрабатывают с последующей закладкой камер, а отработку междукамерных целиков и потолочин ведут такими системами, которые обеспечивают высокое извлечение руды.
При этой системе разработки этаж разделяется на блоки, состоящие из камеры 3, междукамерного целика 12, потолочины 6 и днища 5. Очистные работы ведут в две стадии. Первоначально отрабатывают камеры, а затем междукамерные целики, потолочины и днище. Потолочину и днище вышележащего горизонта рассматривают часто как единое целое — междуэтажный целик.
Подготовительные работы заключаются в проведении откаточного штрека по руде 1 или пустым породам 14. Из штрека 1 проходят по центру междукамерного целика восстающие 10, из которых на уровне проектируемых подэтажей проходят орты 11 для более точного оконтуривания залежи в пределах разрабатываемого блока и подэтажные штреки 7. Высота подэтажа (расстояние по вертикали между подэтажными штреками) зависит от применяемого способа отбойки.

3.Этажно-камерная система разработки.
Условия применения системы:
-крепость и устойчивость руды и боковых пород от средней до высокой;
- угол падения рудных тел должен быть не менее угла естественного откоса отбитой руды (> 45 °);
средняя мощность рудных тел до 35 м при разработке по простиранию и более 30-35 м при разработке вкрест простирания;
отсутствие крупных включений и прослойков пустых пород,
руды не требуют сортировки.
Параметры системы. Оптимальная длина блока находится в пределах меры 30-60 м, Ширина целика 13-15 м. Высота Этажа 60-75 м и более. Толщина днища камеры вместе с потолочиной составляет 18-20 м, толщина потолочины 6-10 м.
Подготовка блока заключается в проведении одного полевого и трех рудных штреков. Два рудных штрека идут по бокам рудного тела, а один - посередине.

Puc.6.1 Этажно-камсрная система с массовым обрушением целиков к площадным выпуском руды:
1 - транспортный штрек, 2 - доставочный орт,3- погрузочный заезд, 4 – соединительный штрек, 5 - буровой штрек, 6 - буровой орт, 7 - траншейный орт, 8 - рудоспуск, 9 - наклонный съезд, 10 - вентиляционная сбойка.
Подготовка и нарезка блоков, включая оснащение выработок и монтаж оборудования, занимают 40-50% всех трудовых затрат по системе разработки, чем немного ниже, чем при системе подэтажных штреков. Преобладает, как правило, схема групповой подготовки блоков. При мощности рудного тела до 40 м откаточные штреки проводят в лежачем или висячем боку рудного тела, при большей мощности — в лежачем и висячем боках. При мощности рудного тела до 40—60 м вентиляционно-ходовые восстающие или спиральные съезды и подэтажные полевые штреки проводят с одной стороны рудного тела, а при большей мощности — с обеих сторон. Высоту подэтажа, определяемую обычно крепостью и дробимостью руды, требованиями селективной отбойки, наличием буровой и проходческой техники, принимают в пределах 10—30 м. Буровые орты проводят после отработки соседнего блока в центре камеры, а при небольшой ширине камеры (8—10 м) и слабых рудах — у границы с рудным массивом. Отрезной восстающий проходят с применением полка КПВ или посредством взрывания глубоких скважин в центре камеры, у висячего или лежачего бока в зависимости от принятого направления отбойки.
4. Система с магазинированием руды.
Отличительной особенностью систем разработки с магазинированием руды является заполнение выработанного пространства отбитой рудой, которая служит для поддержания вмещающих пород или используется в качестве своеобразной платформы для рабочих. Во всех случаях после окончания выемки блока отбитую руду полностью выпускают. При использовании этих систем следует иметь в виду, что отбитая руда занимает больший объем, чем в массиве. Это следует учитывать при определении необходимого объема компенсационного пространства.Разработка месторождений системами с магазинированием также предусматривает разделение этажей на блоки, которые, в свою очередь, разделяются на камеры и целики. Размеры блоков определяются прежде всего устойчивостью руды и вмещающих пород, а также мощностью залежи.На рис. 26.6 показан вариант системы разработки с магазинированием и шпуровой отбойкой руды. Такой вариант применяется при разработке залежей мощностью от 0,8 до 5 м.Подготовительные работы заключаются в проходке откаточного штрека, из которого через 40—60 м проходят восстающие до вентиляционного горизонта. Из откаточного штрека через 3—5 м проходят рудоспуски, верхнюю часть которых оформляют в виде приемных воронок, служащих для выпуска руды.Очистные работы начинают у отрезного восстающего в нижней части блока. Выемку руды производят слоями в направлении снизу вверх. Высота слоя 1,5—2,5 м. В наклонном забое либо создают уступы (см. рис. 26.6), либо производят бурение вдоль всей его наклонной поверхности. Бурение шпуров осуществляют бурильщики, находящиеся на отбитой и замагазинированной руде.После отбойки очередного слоя производят частичный выпуск отбитой руды с таким расчетом, чтобы расстояние от поверхности отбитой руды до плоскости забоя составляло 2—2,5 м.Описанный вариант системы отличается простотой, однако нахождение бурильщиков на отбитой руде при обуривании наклонных забоев представляет определенную опасность, что и ограничивает применение этого варианта.

Достоинством этого варианта является то, что бурильщики при бурении шпуров находятся в специальных выработках — восстающих небольшого сечения. Вместе с тем наличие значительного числа таких выработок сдерживает широкое применение этого варианта.Подготовительные работы включают проходку откаточного штрека 1 и рудных восстающих 5, соединяющих откаточный штрек с вентиляционным 4. В пределах блока проходят несколько буровых восстающих 3, расстояние между которыми определяется применяемым буровым оборудованием.Очистные работы начинают с выемки первого слоя на уровне кровли откаточного горизонта. Для выпуска руды оборудуют специальные выпускные люки 6. Бурение шпуров 2, как уже отмечалось, осуществляется из буровых восстающих. Отработка ведется в направлении снизу вверх. По мере продвигания забоя производится частичный выпуск руды.При разработке мощных рудных тел системами с магазинированием отбойку руды целесообразно выполнять с помощью глубоких скважин, которые бурят из специальных выработок (рис. 26.8), расположенных в междукамерных целиках. При таком способе отбойки несколько ухудшаются показатели извлечения, но существенно возрастает производительность труда.

5. Методика экономического сравнения систем разработки.
В экономическом сравнении систем разработки фигурируют следующие показатели:
С- материально-трудовые затраты, руб/т;
n- потери руды;
р- разубоживание;
к- удельные капиталовложения, руб. на 1 т/год.
С точки зрения сравнения технических решений возможны различные случаи, рассмотрим их по отдельности, начиная с более простого.
Индексами 1 и 2 обозначим первую и вторую системы разработки и относящиеся к ним показатели.
1-ый случай. Системы разработки различаются между собой по величене приведенных затрат, но не имеют существенного различия по потерям и разубоживанию:
; ,
В этом случае достаточно сопоставить системы только по сравнительным приведенным затратам и отдать предпочтение более дешевой системе. Т.е. условия выбора
2-ой случай. Одна из систем обеспечивает более дешевую добычу руды, а другая – лучшие показатели извлечения руды:
; ,
В этом случае сравнение систем основывается на максимальном удельном доходе от разработки рассматриваемого участка месторождения:

3-ий случай. Условия те же что и во втором случае . особенность состоит в том, что в техническом отношении варианты различаются между собой лишь одним двумя элементами. Тогда условие примет вид:
,
Где Ypr- экономический ущерб от потерь и разубоживания.
4-ый случай. Один из сравнительных вариантов системы разработки обеспечивает меньшие потери , а другой меньшее разубоживание , но оба примерно равны по материально трудовым затратам:
; , .
В этом случае сравнение основывается на минимальных сравнительных условных потерях руды, которые равны действительным потерям плюс условные, эквивалентные разубоживанию по величине экономического ущерба:
;
Где : к- коэфф. Перевода разубоживания в условные потери.
6. Классификация систем разработки
К системе разработки предъявляют следующие требования:
• обеспечение безопасности труда рабочих;
• минимально возможные затраты на добычу руды;
• максимальная производительность труда рабочих по системе в целом;
• минимально возможные потери и разубоживание руды.
Классификация систем разработки по Агошкову:
Класс 1. системы разработки с открытым очистным пространством.
1.почвоуступные системы.
2.потолкоуступные системы.
3.системы со сплошной выемкой.
4.камерно-столбовые системы.
5.системы с подэтажной выемкой.
6.системы с камерно-этажной выемкой.
Класс 2. системы разработки с магазинированием руды в очистном пространстве .
1.система со шпуровой отбойкой из магазина.
2.система с отбойкой из специальных выработок.
3.система с отбойкой глубокими скважинами.
Класс 3. системы разработки с закладкой очистного пространства.
с.р. горизонтальными слоями с закладкой.
с.р. наклонными слоями с закладкой.
потолкоуступные системы с закладкой.
сплошные системы с закладкой.
с.р. полосами с закладкой.
Класс 4. с.р. с креплением очистного пространства.
системы с усиленной станоковой или распорной крепью.
системы с каменной и комбинированной крепью.
Класс 5. с.р. с креплением и закладкой очистного пространства.
с.р. горизонтальными слоями и уступами с закладкой.
с.р. вертикальными прирезками и короткими блоками со танковой крепью и закладкой.
Класс 6. с.р. с обрушением вмещающих пород.
системы слоевого обрушения.
столбовые системы с обрушением кровли.
Класс 7. с.р. с обрушением руды и вмещающих пород.
системы подэтажного обрушения.
системы этажного обрушения.
системы этажного принудительного обрушения.
Класс 8. комбинированные системы разработки.
комбинированные системы разработки с выемкой камер с открытым очистным пространством.
комбинированные системы разработки с выемкой камер с магазинированием руды.
3. комбинированные системы разработки с выемкой камер с закладкой.
7. Методика отбора конкурентноспособных систем разработки.
Рассмотрим отбор систем разработки, приемлемых по горнотехническим условиям, для участка МПИ с постоянными горно-геологическими условиями.
Первая стадия- постепенное исключение неприемлемых систем разработки в результате последовательного рассмотрения постоянных и переменных факторов в определенном порядке. При рассмотрении каждого из факторов последующие факторы еще не принимаются во внимание. Системы разработки, оказавшиеся неприемлемы по какому то фактору , исключаются из дальнейшего рассмотрения, производимого по остальным факторам.
Вторая стадия- из числа оставшихся систем в пределах каждого класса выбираются заведомо лучшие , т.е. лучшие по каким либо одним показателям при постоянстве других, например более дешевые и производительные при одинаковых показателях потерь и разубоживания руды. В результате отбора обычно остаются 2-3 системы разработки, из которых одна более производительна, а другая дает более полное извлечение руды.
8.Горизонтальными слоями с закладкой
Условия применения. Применяется при отработке неустойчивых, сильно раздробленных и трещиноватых руд высокой ценности при любой устойчивости вмещающих пород. Залежи с крутым углом падения могут быть любой мощности, а пологие должны иметь мощность не ниже средней.
Сущность системы разработки. Отработку блока ведут заходками, располагаемые под углом 45-60˚ к простиранию рудного тала; размеры заходок: ширина 4-6 м, высота 3-4 м (рис.7.1). угол наклона к горизонту 6-8˚. Выемка заходок ведется через одну. После затвердения закладки в заходках отрабатывают целик между ними. В двух смежных слоях заходки располагаются под углом друг к другу. Для бурения горизонтальных шпуров применяют самоходные буровые установки на 2-3 перфоратора. Отбитую руду из заходок до рудоспуска транспортируют ПДМ. После выемки в устье заходки возводится перемычка и выработанное пространство закладывается твердеющей массой ( смесью). В процессе закладки у почвы каждой третьей заходки оставляют незаложенными вентиляционный канал, обеспечивающий проветривание, при обработке нижнего слоя. Для увеличения прочности искусственной кровли в заходках перед закладкой укладывают металлическую сетку. Для подачи закладочной смеси и проветривания у висячего бока выкрепляют вентиляционно-закладочный штрек. Самоходное оборудование доставляют по наклонному съезду, проведенному в породах лежачего бока и соединенного со слоевым штреком заездом.

Рис.7.1. Система горизонтальных нисходящих слоев с твердеющей закладкой:
9.Система разработки тонких жил с раздельной выемкой.
Эта система применяется в МПИ мощностью 0,3 - 0,4м , которые отрабатывают с подрывкой вмещающих пород с тем, чтобы создать минимально необходимую ширину очистного пространства. Подрабатываемые боковые породы отбивают отдельно и оставляют в выработанном пространстве в качестве закладки.
Руда может быть устойчивой и пониженной устойчивости . контакты жил должны быть четкими и правильными . благоприятна различная крепость руд и боковых пород.
При крутом падении подрабатывают бок жилы с той стороны, с которой имеется более четкий и правильный контакт . с опережением на слой отбивают руду, если она слабее , или пустую породу в ином случае.
При разработке тонких жил используют шпуры малого диаметра (32—38 мм). Высота отбиваемого слоя руды 1,5—2,5 м. Крупные куски дробят накладными зарядами ВВ на поверхности замагазинированной руды.
Подработанную руду оставляют в закладке, излишек породы, если он получается выдают из блока.
При частичном выпуске руды особое внимание уделяют плавному опусканию поверхности замаганизированной руды. Именно поэтому расстояние между выпускными отверстиями делают минимально возможным. Для гарантии безопасной работы бурильщиков частичный выпуск производят только в те смены, когда буровых работ в блоке нет.
К общему выпуску руды из отработанного магазина никаких особых требований не предъявляется
. Подработанную руду оставляют в закладке, излишек породы, если он получается выдают из блока.

10. Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой
Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой или, в полном наименовании, система разработки нисходящей слоевой выемкой с твердеющей закладкой это – система разработки с искусственным поддержанием очистного пространства, при котором блок отрабатывают горизонтальными (слабонаклонными) слоями, начиная с верхнего; каждый слой вынимают под искусственной кровлей из затвердевшего закладочного массива и заполняют твердеющей по мере отработки.

Рис. 16.1. Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой, Норильский никель.
1 - закладочные скважины; 2 – вентиляционный закладочный горизонт;
3 – вентиляционный восстающий; 4 – слой в стадии закладки; 5 – вентиляционный орт; 6 – рудоспуск; 7 – уклон; 8 – транспортный горизонт; 9 – орты для заезда на слой;
10 – разрезной штрек; 11 – откаточный орт.
Эта система разработки предназначена для выемки неустойчивых ценных руд, особенно при высокой возгораемости руд или при необходимости поддержания земной поверхности. Крутые залежи могут быть любой мощности, пологие должны иметь мощность не ниже средней (для деления на слои по вертикали). Вмещающие породы могут быть любой устойчивости.
Отрабатывают слой обычно заходками, которые проходят из ортов (штреков), нарезанных по границам блока (панели).
Высота первого защитного слоя 3÷3,5 м, следующих слоев до 7÷8 м. при высоте более 3 м должны применяться кровлеоборочные машины. Защитный слой проводится по кровле рудного тела заходками шириной 4 м перпендикулярно к нижележащим слоям.
Ширина заходок 8÷10 м, в зависимости от устойчивости закладочного массива. Для эффективной отбойки и использования самоходного оборудования желательно так подбирать состав закладочной смеси, чтобы можно было иметь ширину заходок 6÷8 м. Наклон заходок - 3÷100 – должен превышать угол растекания закладочной смеси. Заходки в смежных слоях смещают по отношению друг к другу, чтобы затвердевший материал не обрушается при его подработке.
Длина заходок – до 50÷70 м при доставке руды пневматическими ПДМ и до 90 м при дизельных ПДМ.
Высота этажа 50÷60 м, а в маломощных залежах - 35÷40 м.
Заходки проводят с подъемом, а закладывают с противоположной стороны, т.е. под уклон, что обеспечивает заполнение их смесью под кровлю.
Отбивают руду шпурами. На бурении и доставке руды используют преимущественно самоходное оборудование.
Закладочную смесь обычно подают по скважинам, пробуренным с вентиляционно-закладочного горизонта через закладочный массив. Закладывать заходку, особенно нижнюю ее часть высотой 1,5-2 м, следует по возможности без перерывов для получения монолитного закладочного массива. При очень ценных рудах перед закладкой целесообразно укладывать на почву пленку из синтетических материалов, чтобы исключить попадание рудной мелочи в закладку. Рядом с заложенной заходкой обычно можно начать работы через 5÷7 суток, а снизу – не раньше чем через две недели.
11. Система подэтажного обрушения
Выемочной единицей при применении системы подэтажного обрушения является часть подэтажа (панель, секция). Руду обрушают на высоту подэтажа. Выпуск отбитой руды осуществляют под обрушенными породами через выработки в основании каждого подэтажа. Подэтажи отрабатывают в нисходящем порядке.
Подэтажное обрушение применяют тогда, когда невозможно по условиям устойчивости руды или невыгодно этажное обрушение. Подэтажное обрушение предпочтительнее этажного, если руды недостаточно устойчивы, и выработки для выпуска могут выйти из строя (разрушаться) раньше, чем будет выпущена вся руда из блока; мощность или угол падения неприемлемы для этажного обрушения; залежь имеет сложную форму, вследствие этого при этажной отработке возможны большие потери или чрезмерное примешивание пустых пород по контактам; в рудном теле много включений пустых пород или же руда имеет резкие колебания качества, поэтому необходима раздельная (селективная) выемка руды и породы.
Основные варианты систем – подэтажное обрушение с донным выпуском и торцевым выпуском руды.
При подготовке этаж разбивают на подэтажи высотой от 10 – 15м в нарушенных неустойчивых рудах до 30 – 40м в рудах средней устойчивости. На откаточном горизонте проводят откаточные штреки, и из них через 50 – 60 м – погрузочные орты. Длина блока равна расстоянию между ортами. На подэтажах проводят через 10 м скреперные штреки с двусторонним расположением выпускных воронок. Скреперные штреки соединяют между собой хозяйственными ортами (для сообщения между ними и подачи свежего воздуха) и сборными вентиляционными ортами (для отвода из штреков загрязненного воздуха). Сообщение между подэтажами обеспечивается ходовыми восстающими, а отвод с них загрязненного воздуха – вентиляционными. Каждый скреперный штрек связан с погрузочным ортом рудоспуском.

12. Системы разработки с креплением.
Отличительные особенности этих систем: 1. применение крепи , поддерживающей породы из вне, 2.оставление крепи на месте ее установки в выработанном пространстве и после выемки руды.
Применяют эти системы как правило, при неустойчивой руде . вынимают блок сравнительно небольшими частями шириной до1.5-3 м и вслед за выемкой регулярно устанавливают крепь.
В МПИ мощных и средней мощности вместе с крепью применяют закладку, иначе пространственная решетка из крепи не может противостоять горному давлению.
Крепь применяют усиленную распорную(в маломощных залежах), станковую(в мощных и средней мощности залежах) , и в виде крепежных рам.
Усиленной распорной крепью поддерживают неустойчивые боковые породы, или неустойчивую руду, или то и другое вместе.
В крутых залежах блок вынимают в направлении снизу вверх , бурят шпуры с настила, устроенного на распорной крепи.
В пологих и наклонных залежах все работы производят с почвы залежи. Руду отбивают шпурами , доставляют обычно скреперованием , возможно использование малогабаритного самоходного оборудования. Блок вынимают по простиранию или по восстанию.
При использовании станковой крепи блоки отрабатывают слоями в восходящем или нисходящем порядке. В последнем случае закладочные работы более трудоемки за счет заведения закладочного массива вплотную под кровлю. Поэтому нисходящий порядок применяют лишь при больших тектонических нарушениях или слабых контактах залежи.
В слоях вынимают руду секциями , равными по объему одному станку, и сразу вслед за выемкой устанавливают станок. В крепи отшивают досками вертикальные ходки и рудоспуски , устраивают рабочие полки. Вместе с креплением применяют закладку. Высота незаложенного пространства не должна превышать высоту двух станков.
При использовании крепежных рам слои в блоке вынимают заходками , которые крепят рамами всплошную или в разбежку , а после выемки руды заполняют закладкой.
Условия применения. В мощных и средней мощности залежах системы с креплением применяются только при неустойчивой руде , т.к в иных случаях могут быть использованы системы с закладкой, которые обеспечивают полную выемку руды. Вмещающие породы могут быть любой устойчивости . в маломощных залежах , где возможна распорная крепь системы с креплением могут применятся и при устойчивой руде , если боковые породы слабые. Мощность и угол падения залежи могут быть любыми, ценность руды высокая.
13. Комбинированные системы разработки.
КОМБИНИРОВАННАЯ СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ— отработка подготовленной к выемке части залежи полезного ископаемого с применением различных систем разработки или их элементов. При подземном способе используется на мощных залежах руд различной крепости, в случаях, когда не может быть обеспечена их эффективная разработка с помощью одной системы. При этом этаж делят на регулярно чередующиеся близкие по ширине камеры, целики и междукамерные целики, располагаемые длинной стороной вкрест простирания рудного тела. В зависимости от системы, применяемой для выемки камер, выделяются варианты комбинированных систем разработок (табл.). Камеры отрабатывают снизу вверх в первую очередь, а целики сверху вниз во вторую (после выемки соседних камер). При подэтажной или этажной выемке возможны: обрушение одного-двух междукамерных целиков и потолочин вместе с днищем вышележащего этажа на незаполненные камеры и последующий выпуск руды под обрушенными горными породами; обрушение междукамерного целика, а также потолочин и выпуск руды с последующей отработкой днища камеры подэтажным обрушением; обрушение потолочины на незаполненную камеру и выпуск руды с последующей отработкой междукамерного целика подэтажным или слоевым обрушением.
При выемке камер системами с магазинированием междукамерные целики отрабатывают в окружении замагазинированной руды (по мере её выпуска) путём послойного разрушения целика сверху вниз или массового обрушения после нижней подсечки.
При выемке камер с закладкой целик, окружённый с двух сторон закладочным материалом, отрабатывается слоевым или подэтажным обрушением .
Технико-экономические показатели комбинированных систем разработок рудных залежей зависят от сочетания методов очистной выемки, применяемых в первой и во второй стадиях отработки блока. Объединение систем разработки камеры и целика расширяет область использования каждой из систем и позволяет получить показатели, не достижимые для отдельных систем в данных условиях. При сочетании систем с открытым очистным пространством в первой стадии с массовым обрушением во второй, потери и разубоживание увеличены. Магазинирование при выемке камер с массовым обрушением целиков снижает потери и разубоживание за счёт более благоприятных условий выпуска обрушенной руды. Закладка камер повышает извлечение руды и снижает разубоживание, особенно в тех случаях, когда отработка междукамерного целика и потолочины производится слоевым обрушением или с закладкой.
14. Этажное обрушение с самообрушением руды .
этажное обрушение с самообрушением руды заключается в самообрушении выемочных блоков руды значительной горизонтальной площади на всю высоту этажа (70-100 м).
Применяется в мощных залежах для руд невысокой ценности, способных при подсечке на большой площади самообрушаться и дробиться на сравнительно небольшие куски. При этом самообрушается не весь подсеченный массив руды, а только его часть в границах свода естественные равновесия, перемещающегося по вертикали. Последнее достигается боковой вертикальной отсечкой частично или на всю высоту этажа, ослабляющей связь выемочного блока с окружающими породами. После подсечки выемочного блока на высоту до 3-4 м через 1-3 месяца начинается самообрушение руды. После заполнения пространства подсечки и прекращения самообрушения руду через рудоспуски выпускают на горизонт вторичного дробления и доставки.
Вариант этажного самообрушения со сплошной выемкой. Этаж разделяют на панели , длина которых в несколько раз превышает обычный поперечный размер блока.
Панель разделяют поперек щелью и затем постепенно подсекают по длине , вызывая этим самообрушение массива с отставанием 20-60 м от подсечки. Отсечные выработки или заменяющие их пучки взрывных скважин располагают по боковым по боковым границам панели. Этот вариант эффективен при более или менее выдержанных элементах залегания и сравнительно постоянном качестве руд.
Частичный выпуск , особенно в начальной его стадии , надо вести так, чтобы высота свободного пространства под обрушаемым массивом не превышала приблизительно 5м во избежание крупных вывалов и образования воздушных ударов. В первые 1-2 мес. После подсечки выпуск должен быть малоинтенсивным
, т.к. подсечной массив деформируется , расчленяется микротрещинами. С опережением выпускают руду со стороны лежачего бока во избежание посадки висячего бока.
15. Этажно принудительное обрушение
Применяют эти системы в мощных залежах с рудой устойчевой и средней устойчевости.
Руду отбивают скважинами или сосредоточенными зарядами на полную высоту этажа и выпускают через выработки в основании блока. По мере выпуска обрушаются вмещающие породы и заполняют освободившееся пространство.
Основные схемы этажного принудительного обрушения :со сплошной выемкой , с компенсационными камерами..
этажно-принудительное обрушение со сплошной выемкой:
Руду отбивают подряд по длине этажа , панели, блока, если панель разделена на блоки.
Основные варианты системы разработки:
с отбойкой в зажиме с донным выпуском руды.(руду взрывают вертикальными и круто-наклонными слоями на обрушенную горную массу. Общий выпуск ведут с поддержанием горизонтальной или , реже наклонной поверхности отбитой руды.)
с отбойкой на подконсольное пространство.(панель или блок делят на вертикальные секции . секцию полностью подсекают , в основании ее образуют траншеи или воронки и затем обрушают – постепенно , горизонтальными слоями, с помощю горизонтальных и наклонных скважин, пробуренных из соседней , еще не отработанной секции. После каждого взрывания выпускают излишек руды , чтобы создать свободное пространство для очередного обрушения.)
с торцевым выпуском руды.(добычной горизонт в блоке подготавливают только ортами или штреками. Взрывные скважины бурят в виде вееров из добычных и буровых ортов. Руду отбивают скважинами в зажиме , обрушают панель в отступающем порядке вертикальными и крутонаклонными слоями по всей высоте от уровня добычного горизонта. По мере выпуска освобождающееся пространство заполняют обрушенные породы. После отбойки каждого слоя выпускают всю руду)
16.Закладочные материалы
ЗАКЛАДОЧНЫЕ МАТЕРИАЛЫ— используются для заполнения выработанного пространства шахт. Общие требования, предъявляемые к закладочным материалам: возможность создания устойчивого и плотного массива с минимальной усадкой; надёжность и безопасность транспортирования; устойчивость к самовозгоранию (содержание горючих примесей не должно превышать 20%, сернистых соединений — 5-8%); минимальная слёживаемость и смерзаемость при хранении на складах; невысокая стоимость (в связи с этим ориентируются на местные закладочные материалы, доставка которых не требует больших транспортных затрат)
Существуют следующие Виды закладки:
Гидравлическая закладкa основана на использовании потока воды для транспортирования по трубопроводам закладочного материала и заполнения им выработ. пространства. B сравнении c др. способами З. в. п. она получила наибольшее распространение в угольной пром-сти при любой мощности и углах падения пластов, отрабатываемых наклонными, поперечно- наклонными и горизонтальными слоями, длинными столбами по простиранию и восстанию, камерно-столбовыми и др. системами, a также в горнорудной пром-сти при разработке м-ний горизонтальными слоями, камерами и др.
Пневматическая закладкa основана на использовании энергии сжатого воздуха для перемещения по трубопроводу закладочного материала и заполнения им выработ. пространства. Oбласть применения та же, что и y гидравлич. закладки.
Cамотёчная закладкa применяется при отработке крутых и наклонных пластов и залежей по простиранию наклонными слоями, сплошной и камерной системами, a также при щитовой выемке. При самотёчной закладке материал подаётся в выработ. пространство и распределяется в нём под действием гравитац. сил. Уплотнение закладочного массива вначале происходит за счёт кинетич. энергии падающих кусков, a в дальнейшем - под действием веса вышележащих слоёв массива и горн. давления. Подачу закладочных материалов c поверхности осуществляют в клетях или по скважинам и по родоспускам/
При механич. Закладкe закладочный материал подаётся в выработ. пространство или размещается в нём c помощью метательной машины (ленточно-барабанной или дисковой) или скрепера. Этот вид З. в. п. применяют при разработке угольных и рудных м-ний в осн. при забутовке погашаемых горизонтальных выработок и возведении бутовых полос, a также в сочетании c самотёчной закладкой для подбутовки бортов и потолочин. Mеханич. закладку отличают сложность транспортирования закладочного материала в призабойном пространстве и организации ведения работ, громоздкость применяемого оборудования.
17. Системы разработки с креплением и закладкой очистного пространства.
Системы разработки с креплением и закладкой очистного пространства имеют основные признаки и конструктивные особенности двух систем разработки. Закладочный материал очистного пространства воспринимает давление всего массива вмещающих пород и предохраняет его и земную поверхность от сдвижения. Крепь же служит для поддержания обнаженных пород и руды в пределах призабойного пространства, куда еще не введен закладочный материал.
Таким образом, з. м. и крепь одинаково выполняют функции поддержания очистного пространства. Назвать одно из этих средств основным а другое вспомогательным- нельзя.
Системы разработки с креплением и закладкой удобно классифицировать по признакам: 1. по направлению подвигания с способу очистной выемки, 2. по способу крепления. Определяющим в технологическом процесс очистной выемки является первый признак. По этому признаку можно выделить 3 основные группы систем разработки с закладкой и крепление очистного пространства:
системы разработки горизонтальными слоями и уступами по простиранию,
системы разработки вертикальными прирезками и короткими блоками,
сплошные системы разработки.
Системы разработки с креплением и закладкой относятся к числу наиболее трудоемких и дорогостоящих систем разработки , поэтому вынужденное их применение особенно характерно. Чаще всего системы разработки с креплением и закладкой применяют для сохранения от сдвижения неустойчивые вмещающие породы и земную поверхность , при высокой ценности руды , содержащей включения и прослой пустой породы в сочетании с неправильной формой рудного тела. Где ни одна из высокопроизводительных систем не приемлема.
18. Выемка целиков, при камерных системах.
Временные целики оставляют при с.р. камерой, и , реже с отбойкой из магазинов и горизонтальными слоями с закладкой. В целиках при малой и средней мощности залежей остается 15-40 % запаса блока, а в мощных до 40-65%.
Как правило целики должны отрабатываться сразу вслед за камерами, т.к. накапливание целиков влечет за собой деконцентрацию горных работ и деформацию целиков, что затрудняет их выемку.
Классификация методов выемки целиков:
Классы (признак-способ поддержания очистного пространства) Методы( признак- состояние камер к началу выемки целиков)
выемка целиков с обрушением руды и вмещающих пород.
выемка целиков с искусственным поддержанием очистного пространства. выемка целиков при открытых камерах.
выемка целиков при замагазинированных камерах
выемка целиков при обрушенных камерах
выемка целиков при камерах, заполненных твердеющей закладкой.
выемка целиков при камерах, заполненных сыпучей закладкой

19. Этажное принудительное обрушение с компенсационными камерами.
В блоке вынимают 25-35% руды кампенсационными камерами, а затем обрушают сразу, с замедлением по комплектам скважин, всю остальную часть блока, и блок заполняется отбитой рудой. Отбойка руды скваженная , гораздо реже минная , выпуск донный.
Компенсационные камеры почти всегда вертикальные, т.е. обычной формы, что допускает пониженную устойчивость руды и позволяет отбивать руду в камерах, и в остальной части блока вертикальными комплектами скважин.
Длина блока по простиранию 30-100м и более, что позволяет разместить в нем от 1-2 до 4-5 камер. В целях концентрации работ применяют по возможности такую длину блока, чтобы в нем разместилось максимальное число камер, которые можно иметь в одновременной выемке. В блоке проходят выработки для выпуска и доставки руды и для бурения взрывных скважин.
В остальной части блока по мимо скважин для ее обрушения пробуривают скважины или шпуры для образования воронок. Взрывают их мгновенно , а остальные скважины с коротким замедлением по комплектам. Вместе с обрушением блока при необходимости обрушают принудительно часть устойчевых налегающих пород для образования предохранительной породной
20. Система подэтажных штреков и применением самоходного оборудования.
Условия применения системы:
-крепость и устойчивость руды и боковых пород от средней до высокой;
- угол падения рудных тел должен быть не менее угла естественного откоса отбитой руды (> 45 °);
средняя мощность рудных тел до 35 м при разработке по простиранию и более 30-35 м при разработке вкрест простирания;
отсутствие крупных включений и прослойков пустых пород,
руды не требуют сортировки.
Параметры системы. Оптимальная длина блока находится в пределах меры 30-60 м, Ширина целика 13-15 м. Высота Этажа 60-75 м и более. Толщина днища камеры вместе с потолочиной составляет 18-20 м, толщина потолочины 6-10 м.
Подготовка блока заключается в проведении одного полевого и трех рудных штреков. Два рудных штрека идут по бокам рудного тела, а один - посередине.

Puc.6.1 Этажно-камсрная система с массовым обрушением целиков к площадным выпуском руды:
1 - транспортный штрек, 2 - доставочный орт,3- погрузочный заезд, 4 – соединительный штрек, 5 - буровой штрек, 6 - буровой орт, 7 - траншейный орт, 8 - рудоспуск, 9 - наклонный съезд, 10 - вентиляционная сбойка.
Подготовка и нарезка блоков, включая оснащение выработок и монтаж оборудования, занимают 40-50% всех трудовых затрат по системе разработки, чем немного ниже, чем при системе подэтажных штреков. Преобладает, как правило, схема групповой подготовки блоков. При мощности рудного тела до 40 м откаточные штреки проводят в лежачем или висячем боку рудного тела, при большей мощности — в лежачем и висячем боках. При мощности рудного тела до 40—60 м вентиляционно-ходовые восстающие или спиральные съезды и подэтажные полевые штреки проводят с одной стороны рудного тела, а при большей мощности — с обеих сторон. Высоту подэтажа, определяемую обычно крепостью и дробимостью руды, требованиями селективной отбойки, наличием буровой и проходческой техники, принимают в пределах 10—30 м. Буровые орты проводят после отработки соседнего блока в центре камеры, а при небольшой ширине камеры (8—10 м) и слабых рудах — у границы с рудным массивом. Отрезной восстающий проходят с применением полка КПВ или посредством взрывания глубоких скважин в центре камеры, у висячего или лежачего бока в зависимости от принятого направления отбойки.
21.Этажно камерная система с закладкой выработанного пространства
Отработку при данной системе можно вести двумя вариантами – камерно-целиковым и сплошным порядком выемки запасов. Каждый из применяемых вариантов имеет свои преимущества и недостатки.
камерная система разработки с камерным порядком выемки запасов.
Подготовительные работы включают в себя: проходку нижних и верхних панельных ортов, рудоспусков и вентиляционно-восстающего. Нарезные работы в камерах включают в себя проходку верхнего разрезного штрека, отрезного восстающего. Отбойка производится секциями по 5-6 вееров скважин на отрезную щель, отгрузка осуществляется ПДМ из торцевых заездов в камеру на длину ковша. Последующая зачистка почвы камеры производится ПДМ с ДУ.
Камерная система разработки со сплошным порядком выемки.
В соответствии с подготовкой месторождения рудное тело по простиранию разбивается на секции (ленты). Секции отрабатываются слоями высотой 3-5 м снизу вверх с последующей закладкой отработанного пространства твердеющей смесью.
Для прохода самоходного оборудования на слои по границам секции с почвы рудного тела в шахматном порядке проходят слоевые орты. Очистные работы начинаются после проведения разрезного штрека (РШ) размерами по почве рудного тела. После полной отгрузки отбитой руды и зачистки почвы слоя, производится частичная его закладка твердеющей смесью, с оставлением недозаложеного пространства .

23. Прибыль, рентабельность.
Главный недостаток приведенных затрат заключается в том, что в них не учитывается полнота использования недр. Критерий удельной прибыли в этом отношении имеет значительные преимущества. В расчете на 1т руды балансовых запасов величина удельной прибыли:
(руб.),
Где:
ц- извлекаемая ценность добываемой рудной массы;
з- затраты на добычу и переработку рудной массы;
P- потери руды;
R- разубоживание руды.
Критерий прибыли совершенно не отражает степени использования примененных в процессе добычи производственных фондов. Этот важный фактор отражается в критерии рентабельности производственных фондов. Рентабельность выражает отношение суммы годовой прибыли к производственным фондам предприятия.
, руб.
Где:
ΣПр- сумма годовой прибыли, руб.;
Qos.f и Qob.f –основные и оборотные фонды предприятия , руб.
Этот показатель применяется в качестве основных оценочных показателей для определения эффективности проекта в целом.
Приведенные затраты- это сумма себестоимости и капиталовложений , приведенных к одинаковой размерности на основе норматива эффективности, т.е:
Cпр= С+К*Eн.
Себестоимость продукции — это сумма всех затрат предприятия на производство продукции и ее реализацию (продажу)
24. Системы разработки с креплением и закладкой очистного пространства.Системы разработки с креплением и закладкой очистного пространства имеют основные признаки и конструктивные особенности двух систем разработки. Закладочный материал очистного пространства воспринимает давление всего массива вмещающих пород и предохраняет его и земную поверхность от сдвижения. Крепь же служит для поддержания обнаженных пород и руды в пределах призабойного пространства, куда еще не введен закладочный материал.
Таким образом, з. м. и крепь одинаково выполняют функции поддержания очистного пространства. Назвать одно из этих средств основным а другое вспомогательным- нельзя.
Системы разработки с креплением и закладкой удобно классифицировать по признакам: 1. по направлению подвигания с способу очистной выемки, 2. по способу крепления. Определяющим в технологическом процесс очистной выемки является первый признак. По этому признаку можно выделить 3 основные группы систем разработки с закладкой и крепление очистного пространства:
системы разработки горизонтальными слоями и уступами по простиранию,
системы разработки вертикальными прирезками и короткими блоками,
сплошные системы разработки.
Системы разработки с креплением и закладкой относятся к числу наиболее трудоемких и дорогостоящих систем разработки , поэтому вынужденное их применение особенно характерно. Чаще всего системы разработки с креплением и закладкой применяют для сохранения от сдвижения неустойчивые вмещающие породы и земную поверхность , при высокой ценности руды , содержащей включения и прослой пустой породы в сочетании с неправильной формой рудного тела. Где ни одна из высокопроизводительных систем не приемлема.
25.Камерно-столбовая система с доставкой руды силой взрыва.
Применяется при углах падения залежи 25-45º.
Камеры расположены по падению и отделены друг от друга сплошными ленточными целиками. В нижней части камер оборудуют воронки. По центру камеры проводят буровую выработку.
Очистную выемку начинают с обуривания камерных запасов.После завершения бурения производят заряжание и взрывание. Силой взрыва руда отбрасывается в рудоприемные воронки, откуда скреперными установками или самоходными погрузо-доставочными машинами руду доставляют до рудоспуска, выходящего на откаточный горизонт. Время от времени (два-три раза за период отработки камеры) зачищают лежачий бок камеры от накапливающихся остатков руды, не долетевшей до воронок.


Вентиляция шахт
Параметры об эквивалентном отверстии рудника. Расчет эквивалентного отверстия и его размерность.
Эквивалентным отверстием называется такое воображаемое отверстие в тонкой стенке, через которое при депрессии, равной депрессии шахты, проходит такое же количество воздуха, как и через шахту.
Если рассмотреть сечение I-I на значительном расстоянии от стенки (рис. 11.2), то скорость движения воздуха в нём будет равна нулю (1=0). В сеченииII—II, расположенном в окне, где струя наиболее сжата и имеет скорость 2, согласно уравнению Бернулли, можно записать равенство:

Так как 1 = 0, а величина потери напора (h) в окне равна живой силе потока , получим:
кг/м2,
ом/сек.

P1
1=0
А’
P2
2

А



Рисунок 11.2–Схема к выводу формулы эквивалентного отверстия

Площадь окна . Если подставить значение2из уравне-ния
,
где к- коэффициент сжатия струи.(см. рис. 11.2).
Подставив значение = 1,2 кг/м3 иg = 9,81 м/сек2, получим выражение:

и заменив h через R·Q2, получим:

Из формулы видно, что эквивалентное отверстие не зависит от депрессии и количества воздуха, а зависит от аэродинамического сопротивления выработок шахтной сети.
По величине эквивалентного отверстия и сложности проветривания все шахты разделяются на три группы: труднопроветриваемые - до 1м2, среднепроветриваемые–от 1 до 2 м2 и легкопроветриваемые - свыше 2 м2. Эти величины правильно отражают состояние проветривания шахт в том случае, если внешние и внутренние утечки воздуха незначительны и не превышают принятых норм. В противном случае эквивалентное отверстие шахты не характеризует фактического состояния ее проветривания и во многих случаях в 1,5÷2 раза больше полученного по расчету
2. Последовательное соединение выработок. Их общая депрессия и сопротивление. Привести рис. и дать пояснение.
Последовательное соединение выработок. Общее сопротивление Rобщ, депрессия Нобщ и эквивалентное отверстие Аобщ соединённых последовательно n выработок:
Rобщ = R1 + R2 + Rn; (13.1)
Hобщ = h1 + h2 + hn; (13.2)
учитывая, что , из уравнения 13.1 следует равенство:
(13.3)
гдеRi ,hi,Аi – соответственно сопротивления, депрессии, и эквива-
лентные отверстия выработок, входящих в данное со-
единение.
Для последовательного соединения из n одинаковых выработок:
Rобщ = n·R;Hобщ = n·h;Аобщ= ,(13.4)
гдеR, h , А– соответствующие параметры одной ветви.
Понятие об естественной тяге и её расчет. Привести рис. и дать пояснение.
Естественной тягой называется движение воздуха под действием естественных причин: различной плотности воздуха, скоростного давления ветра, движения воды. Разность давлений, обусловленная этими причинами, называется депрессией естественной тягиhe. Естественная тяга в шахтах возникает при наличии нескольких выходов на поверхность; она может проявляться и в отдельных выработках.
Различная плотностьвоздуха в двух стволах может быть обусловлена различием в температуре, влажности, давлении, химическом составе воздуха. Основным фактором, влияющим на изменение плотности воздуха в шахтах, является температура. По этой причине депрессия естественной тяги в значительной степени зависит от годовых колебаний температуры (рис. 16.1). Влияние давления воздуха на величину естественной тяги незначительно, а влияние изменения химического состава воздуха в нормальных условиях – практически не ощутимо. Зависимость he от химического состава воздуха может проявляться при суфлярных выделениях и внезапных выбросах газа, а также (в тупиковых выработках) при остановке ВМП. За счет депрессии естественной тяги по выработке может циркулировать до 100÷150 м3/мин воздуха.
hе·кгс/м2

1
2
~~~~~~~~~~~ ~~~~~~~~~~~~3
0
IIIIVIIIXXI Месяцы
-hе
Рисунок 16.1– Сезонное изменение депрессии естественной тяги
в шахтах
1– в глубоких шахтах;
2, 3 – в шахтах небольшой глубины соответственно
при отсутствии и при наличии калорифера
Ветер может вызывать движение воздуха в шахте при вскрытии месторождений штольнями. Величина hе в этом случае равна скоростному давлению ветра.
Капеж воды в воздухоподающем стволе может способствовать увеличению поступающего в шахту количества воздуха за счет эжектирующего и охлаждающего действия падающей воды. Капеж в воздухоподающих стволах затрудняет проветривание и может даже кратковременно опрокидывать вентиляционную струю в стволе.
С увеличением глубины шахты величина естественной тяги возрастает.
16.2 Расчет величины депрессии естественной тяги. Для расчета депрессии естественной тяги могут применяться гидростатические или термодинамические методы. В первом случае определяется разность аэростатических давлений воздуха hе, кгс/м2 в двух стволах (выработках). Согласно формуле М.М. Протодьяконова,
hе=H·(i-j), (16.1)
где Н – вертикальная глубина шахты, м;
iиj– средний удельный вес воздуха соответственно в посту-
пающей и исходящей струе, кгс/м3.
Среднее значение , кгс/м3 определяется из выражения
(16.2)
гдеp1иp2– давление в начале и в конце выработки, кгс/м2;
t1иt2 – температура воздуха в начале и в конце выработки, 0С.
Величину t1следует определять в стволе на глубине 20÷30 м.
По формуле В.Б. Комарова hе равно:
(16.3)
гдеp0 – барометрическое давление на уровне нулевой площадки,
кгс/м2;
Н - глубина шахты, м;
R – газовая постоянная;
t3иt4 – средняя температура воздуха соответственно в воздухо-
подающем и воздуховыдающем стволах, 0С;
а1, а2 – коэффициенты, значение которых для различных средних
значений температуры определяется по графику (рис.16.2).
При глубине стволов более 100 м значение hе, полученное по формуле (16.3), следует умножать на коэффициент:

1,40
1,35
1,30
1,25
1,20
1,15
1,10
а·102

-40
-30
-20
-10
0
10
20
30
t°, С

Рисунок 16.2 – Зависимость коэффициентов а1 и а2 от темпе-
ратуры
0
0
е
d
t
а
b
с
H
с
b
а
е
d
t
H

Рисунок 16.3 – Определение естественной тяги термодинамичес-
ким способом
Формулы (16.1) и (16.3) дают близкие значения hе, однако, при расчете по первой из них требуется больше замеров p и t для определения удельного веса воздуха.
Термодинамические методы основаны на представлении депрессии естественной тяги как работы единицы объема воздуха, совершаемой при движении его от входа в шахту до выхода из нее. Согласно формуле А.Ф. Воропаева,
(16.4)
гдеср – средний удельный вес воздуха в шахте, принимаемый равным
1,2 кгс/м3;
Sк–площадь многоугольникаabcde в координатах Н – Т
(рис. 16.3);
T=273+tц;
tц – температура центра тяжести площади Sк, 0С;

t1иt2 – минимальная и максимальная температура на контуре
многоугольника, 0С.
Диаграмму изменения состояния воздуха в шахте можно построить также в координатах: давление – абсолютная температура, абсолютная температура – энтропия, давление – плотность воздуха. В последнем случае
hе=ср·S1, (16.5)
гдеS1– площадь многоугольника в координатах p – V (V – удельный
объем).
Для нагорных рудников хорошие результаты дает формула:
(16.6)
гдеср – среднеконтурный удельный вес воздуха, кгс/м3;
Н - разность отметок воздухоподающей и воздухоотводящей вы-
работок, м;
tн– температура наружного воздуха на отметке устья воздухопо-
дающей выработки, 0C;
tср– средняя температура рудничного воздуха, 0С.
4. Параллельное соединение выработок. Их депрессия и сопротивление. Привести рис. и дать пояснение. Достоинства параллельных соединений.
Параллельное соединение выработок. При параллельном соединении n выработок (рис.13.1):
n
1
2
3

Рисунок 13.1– Схема параллельного соединения
Hобщ = h1 = h2 = hn ; (13.5)
; (13.6)
Aобщ = A1 + A2 + An.(13.7)
Распределение воздуха в параллельном соединении из двух ветвей определяется по формулам:
; ; (13.8)
Расход воздуха в некоторой ветви (обозначаемой как 1-я) параллельного соединения из n ветвей:
.(13.9)
Для параллельного соединения из nодинаковых струй (с равными сопротивлениями):
Rобщ= ; Hобщ = h ; Aобщ = nA,(13.10)
гдеR, h , А– соответствующие параметры одной ветви
5. Сформулировать закон паскаля. Привести рисунок и дать пояснение.
Французский ученый Б. Паскаль в середине XVII века эмпирически установил закон, названный законом Паскаля:
Давление в жидкости или газе передается во всех направлениях одинаково и не зависит от ориентации площадки, на которую оно действует.
Для иллюстрации закона Паскаля на рис. 1.15.1 изображена небольшая прямоугольная призма, погруженная в жидкость. Если предположить, что плотность материала призмы равна плотности жидкости, то призма должна находиться в жидкости в состоянии безразличного равновесия. Это означает, что силы давления, действующие на грани призмы, должны быть уравновешены. Это произойдет только в том случае, если давления, т. е. силы, действующие на единицу площади поверхности каждой грани, одинаковы: p1 = p2 = p3 = p.

Рисунок 1.15.1.
Закон Паскаля: p1 = p2 = p3 = p
Давление жидкости на дно или боковые стенки сосуда зависит от высоты столба жидкости. Сила давления на дно цилиндрического сосуда высоты h и площади основания S равна весу столба жидкости mg, где m = ρghS – масса жидкости в сосуде, ρ – плотность жидкости. Следовательно 

Такое же давление на глубине h в соответствии с законом Паскаля жидкость оказывает и на боковые стенки сосуда. Давление столба жидкости ρgh называют гидростатическим давлением.
Если жидкость находится в цилиндре под поршнем (рис. 1.15.2), то действуя на поршень некоторой внешней силой  можно создавать в жидкости дополнительное давление p0 = F / S, где S – площадь поршня.
Таким образом, полное давление в жидкости на глубине h можно записать в виде: 
p = p0 + ρgh.
Если на рис. 1.15.2 поршень убрать, то давление на поверхность жидкости будет равно атмосферному давлению: p0 = pатм.

Рисунок 1.15.2.
Зависимость давления от высоты столба жидкости
6. Закон сохранения массы в движущемся воздухе. Привести уравнение неразрывности и соотношение между скоростью и сечением выработки.
Закон сохранения массы — закон физики, согласно которому масса физической системы сохраняется при всех природных и искусственных процессах.
В исторической, метафизической форме, согласно которой вещество несотворимо и неуничтожимо, закон известен с древнейших времён. Позднее появилась количественная формулировка, согласно которой мерой количества вещества является вес (позднее — масса).
С точки зрения классической механики и химии, сохраняются общая масса закрытой физической системы, равная сумме масс компонентов этой системы (то есть масса считается аддитивной). Этот закон с большой точностью верен в области применимости ньютоновской механики и химии, так как релятивистские поправки в этих случаях пренебрежимо малы.
Уравнения неразрывности
В основе уравнения неразрывности находится закон сохранения массы. Оно характеризует также непрерывность распределения (сплошность) массы, т.е. отсутствие пустот в жидком теле.

- уравнение неразрывности (сплошности) в дифференциальной форме.
Если движение жидкости установившееся, то

Для несжимаемой жидкости (=const) при установившемся движении имеем:

Для установившегося течения несжимаемой жидкости элементарной струйки тока закон сохранения массы означает, что расход во всех сечениях элементарной струйки один и тот же, т.е.

Аналогичное соотношение можно составить для потока конечных размеров, введя в рассмотрение вместо скоростей и струек среднюю скорость потока V; таким образом, по длине потока

т.е. величины средней скорости в сечениях потока несжимаемой жидкости обратно пропорциональны площадям соответствующих сечений.
7. Диагональное соединение выработок. Их депрессия и сопротивление. Привести рисунок и дать пояснение. Основная особенность диагонали
Простое диагональное соединение выработок. Общая депрессия диагонального соединения (между точками АиD , рис. 13.2) определяется по формулам:
; (13.11)
. (13.12)
Общее аэродинамическое сопротивление (между точками АиD):
, (13.13)
где ; .
A
D
R4; Q4
R5 ;Q5
B
C
R3 ;Q3
R1 ;Q1
R2 ;Q2

Рисунок 13.2– Схема простого диагонального соединения
При известном RADобщая депрессия диагонального соединения:
hAD = RAD Q2.(13.14)
Направление движения воздуха в диагонали ВСпроисходит от Вк С при R2 /R1 R5/R4и от СкВ при R2 /R1 R5/R4.При R2 /R1=R5/R4 движение отсутствует.
В первых двух случаях распределение воздуха по ветвям простого диагонального соединения определяется графоаналитически, способом последовательных приближений или с помощью какого-либо вычислительного устройства; в третьем случае– по формулам параллельного соединения, получающегося при изъятии диагонали ВС.
8. Сопротивление трения. Привести формулу для расчета депрессии и дайте ей полное пояснение.
Сопротивление трению горных выработок. Сопротивление трению представляет собой ту часть потерь энергии (статического давления) потока воздуха, которая вызывается трением частиц воздуха о стенки выработки, трением одних слоев и струек воздуха о другие (перемещающиеся с различными скоростями относительно друг друга) и ударами одних частиц о другие при перемешивании потока. Сопротивление трению при турбу­лентном режиме потока выражается следующей формулой, полученной в первой четверти XIX столетия французскими учеными Жираром и Добюссоном:
где β — коэффициент шероховатости поверхности горных выработок (величина безразмерная); L, Р — соответственно длина и периметр выработки, м; S — площадь поперечного сечения выработки, м2; v — средняя скорость движения воздуха, м/с; g — ускорение свободного падения, м/с2; γ — удельный вес воздуха, кг/м3. Для ламинарного режима сопротивление трению соответствует линейному закону, и формула принимает следующий вид:
Английский ученый Аткинсон, заменив величину v2 через Q2: S2, a постоянные величи β, g и γ (считая, что удельный вес воздуха γ при протекании по шахтной вентиляционной сети изменяется незначительно) через параметр α, т. е.
, кг с2/м4
получил в 1853 г. следующую формулу для подсчета сопротивления трению, т. е. депрессии отдельной выработки (отдельной выработкой называется такой ее участок, для которого один или несколько из параметров α, Р, S и Q отличаются от аналогичных параметров соседних участков выработки) при турбулентном режиме движения воздуха:
, кг/м2
где α -коэффициент аэродинамического сопротивления: горных выработок, значение которого принимается по таблицам, кг с2/м4.
При ламинарном режиме расход воздуха проставляется в первой степени. На величину коэффициента аэродинамического сопротивления горных выработок влияют следующие факторы:
шероховатость поверхности стен выработок или величина выступающих кусков горной массы на стенках: незакрепленных выработок;
продольный калибр шероховатости Δ рамной крепи, представляющий собой отношение расстояния l между центрами двух соседних крепежных рам к диаметру d0 стоек и верхняка рам (Δ = l:d0); по мере увеличения продольного калибра Δ от 1 до 5—6 значение коэффициента а возрастает, а при Δ > 5—6 постепенно уменьшается;
число Re, которое при определенных его значениях влияет на величину коэффициента α: при Re < 50 000 коэффициент аэродинамического сопротивления уменьшается по мере роста числа Re, а при Re = 50000-80 000 и более величина α не зависит от числа Re; геометрические параметры горной выработки: периметр Р и площадь поперечного сечения S при увеличении в выработках одной и той же формы поперечного сечения вызывают незначительное уменьшение коэффициента а, и наоборот, незначительно возрастает значение коэффициента а при уменьшении параметров Р и 5.
10. Методика расчета и выбор вентилятора главного проветривания .
Для выбора вентилятора главного проветривания определяется его депрессия по формуле
hв=hш+hвн
где hш — депрессия шахты; hвн — внутренние потерн давления в вентиляторе;
hвн=RвQ2в
RB — аэродинамическое сопротивление вентилятора, kμ;
Rв=α(π/D4)
α — 0,4-1 — коэффициент, учитывающий тип вентилятора; D — диаметр рабочего колеса вентилятора, м.
QB — дебит вентилятора, м3/с.
Qв=kвн.утQш Значения QB, hB вычисляются для каждого характерного периода отработки шахтного поля (например, для отработки горизонта) в пределах срока службы вентилятора и наносятся на график.

График зон промышленного использования осевых (а) и центробежных (б) вентиляторов главного проветривания
1, 2, 3, 4, 5 — соответственно для осевых вентиляторов ВОД 16П, ВОД 21М, ВОД ЗОМ ВОД-40М, ВОД-50, 6 7 S 9 10 — соответственно для центробежных вентиляторов ВЦ 15 ВЦ-25М, ВЦ 31.5М, ВЦД 31 5М ВЦД-47 5У
Для проветривания шахты принимается вентилятор, в зону промышленного использования которого (область экономичных режимов работы) вписываются все расчетные режимы работы. Выбранный вентилятор будет экономично работать в течение всего срока его службы. Он должен иметь резерв для увеличения в случае необходимости значений QB и hв.
В течение срока эксплуатации вентилятора допускается однократное изменение частоты вращения его рабочего колеса путем замены двигателя.
Мощность (кВт) двигателя вентилятора определяется по формуле
Nв=Qвhв/1000ηвηдηп
где ηв— к. п. д. вентилятора; ηд— к. п. д. двигателя; ηп— к. п. д. передачи от двигателя к вентилятору.
При депрессии вентилятора ≤150 мм вод. ст. целесообразно использовать осевые вентиляторы, при депрессии 150—300 мм вод. ст. — осевые и центробежные, при депрессии >300 мм вод. ст. — центробежные. Если ни один из выпускаемых вентиляторов не может обеспечить требуемых режимов вентиляции, то возникает необходимость использования нескольких вентиляторов при их совместной работе. В случае работы вентиляторов в расчетных режимах проверка устойчивости их совместной работы не требуется. Такая проверка требуется при существенном изменении режимов работы параллельно включенных вентиляторов.
На рудных шахтах при массовых взрывах для усиления вентиляции может потребоваться установка дополнительного вентилятора. Оба вентилятора соединяют параллельно. Дополнительный вентилятор включается лишь на время вентиляции шахты после массового взрыва ВВ. В таких случаях необходимо проверять целесообразность совместной работы основного и дополнительного вентиляторов, так как при весьма большой мощности последнего может оказаться целесообразным применение одного мощного вентилятора. При совместной работе нескольких вентиляторов предпочтение должно отдаваться центробежным вентиляторам, обеспечивающим большую устойчивость их совместной работы по сравнению с осевыми.
11. Методика расчета депрессии рудника
Расчет вентиляционной сети следует начинать с распределения общего для шахты количества воздуха по отдельным направлениям и забоям пропорционально фактору, при учете которого получено наибольшее значение общего дебета. Установленное таким образом распределение воздуха показывается на расчетной схеме, после чего выполняется проверка схемы с точки зрения ее соответствия требованиям правил безопасности в отношении скоростей движения воздуха по выработкам.
Если предполагается проветривать шахту одним вентилятором, то депрессию рассчитывают по одной струе, наиболее трудной для проветривания. В случае проветривания несколькими вентиляторами такого рода расчет должен быть сделан для каждого из вентиляторов, т.е. для каждого вентилятора нужно найти струю максимальной депрессии, которую и принять за расчетную для этого вентилятора.
Общая депрессия шахты рассчитывается по следующей формуле:
hш = Кмh + hо, даПа,                                                                                                             (3.111)
где: h - суммарная расчетная депрессия всех выработок, образующих струю от устья воздухопадающего ствола до устья вентиляционного ствола;
                                                                                                         (3.112)
где: h - количество выработок, составляющих расчетный путь воздуха;
 - коэффициент аэродинамического сопротивления выработки,  (принимается в соответствии с нормами технологического проектирования);
 - длина выработки, м;
Р - периметр выработки, м;
Q - количество воздуха, проходящее по выработке, м /сек.;
S - площадь поперечного сечения выработки для вентиляции, м2;
Км - коэффициент, учитывающий депрессию местных сопротивлений на пути движения воздуха, Км = 1,25-1,3;
hо                                                                                              (3.113)
Н - глубина рудника, м;
t1ср, tcр - средняя температура воздуха соответственно в вентиляционном и воздухоподающем стволах, град.
(t1ср примерно равна температуре горных пород на заданной глубине Н)
t1ср = tо + Н, град,                                                                                                               (3.114)
где: tо - среднегодовая температура наземной поверхности, град;
 - среднегодовой конвективный градиент (для влажных стволов  = 0,004-0,006 и для сухих стволов  = 0,01 град./м).
12. Закон сохранения энергии в движущемся воздухе. Выведите уравнение Бернули и дайте ему пояснение .
Движение воздуха по шахтным выработкам подчиняется общим законам аэродинамики: воздух всегда движется из пространства с большим давлением в сторону пространства с меньшим давлением.
БЕРНУЛЛИ УРАВНЕНИЕ, связывает скорость и давление в потоке идеальной несжимаемой жидкости при установившемся течении. Бернулли уравнение выражает закон сохранения энергии движущейся жидкости..
Основным уравнением движения воздуха по рудничным выработкам является уравнение Бернулли, которое, применительно к шахтным условиям, имеет вид

где p1 и р2 — статические давления в начальном и конечном сечениях потока;
H1 и H2 — высота расположения сечений потока воздуха над произвольно выбранной горизонтальной плоскостью, принятой за плоскость сравнения;
k1 и k2 — коэффициенты кинетической энергии, учитывающие неравномерность распределения скоростей в начальном и конечном сечениях потока;
v1 и v2 — средние скорости движения воздуха в начальном и конечном сечениях потока;
h — потеря давления на преодоление сопротивлений при движении воздуха от начального сечения к конечному.
Уравнение Бернулли выражает закон сохранения энергии, поскольку сумма энергий в различных сечениях потока одинакова в идеальных потоках, а в реальных потоках сумма энергий в сечении II в направлении движения потока меньше суммы энергий в сечении I потока на величину h1-2 потерь энергии на преодоление сопротивления движению текущей среды и эта потерянная энергия превращается в тепло, рассеиваемое в потоке.
Уравнение Бернулли для потока воздуха в шахтной вентиляционной сети с учетом того, что коэффициенты k1 и k2 близки к единице, а величины H1 и H2 равны вертикальной высоте столба воздуха, примет следующий вид:
, кг/м2.
Отсюда находим величину суммарных потерь энергии потока при перемещении его от сечения S1 к сечению S2:
h=(p1-p2)+(H1-H2)γ+, кг/м2.
Заменив в этом выражении слагаемые (р1 — p2) величиной h1-2, величиной hv и (H1-H2) величиной he, получим
h = hl-2+hv±he, кг/м2,
где hl-2 - потери статического давления воздуха на участке между сечениями S1 и S2, кг/м2; hv — разность скоростных давлении воздуха между рассматриваемыми сечениями, кг/м2; hе — естественная тяга воздуха (знак « + » ставится, если естественная тяга действует против потока, и «—», если она действует в направлении общего потока), кг/м2
Понятие о лобовом сопротивлении в выработках. Особенности расчета сопротивления шахтных стволов.
Лобовое сопротивление имеет место при обтекании воздухом неподвижного тела или при движении тела в неподвижной среде. Потеря напора, вызванная лобовым сопротивлением, определяется по формуле:
кг/м2 , (11.12)
гдес- сечение выработки в свету, м2;
S - миделево сечение (проекция тела на плоскость, нормальную к
оси потока).
Миделево сечение крепи штрекообразных выработок равно проекции крепи на плоскость, нормальную к оси выработки. Обычно у стенки выработки скорость воздуха минимальна, поэтому данный вид сопротивления не играет существенной роли в общем сопротивлении выработки и учитывается общим аэродинамическим коэффициентом (см. уравнение 11.9). Наибольшее значение коэффициента лобового сопротивления в шахтных условиях имеют расстрелы в вертикальных стволах. При большой глубине стволов потеря депрессии в них, вызванная большим лобовым сопротивлением их армировки, может в несколько раз превышать депрессию остальной части горных выработок шахты. Применение расстрелов и обтекателей аэродинамически совершенной формы (гексагональной, овальной, каплевидной) позволяет уменьшить величину депрессии стволов в 2÷2,5 раза.
Местные сопротивления и их расчет. Привести рисунок и дать пояснение.
Местными сопротивлениями являются различного рода препятствия на пути движения воздуха. К ним относятся: повороты и сопряжения выработок, кроссинги, двери с окнами, внезапные сужения и расширения струи, движущиеся поезда и другие загромождения выработок.
Местные сопротивления вызывают потерю живой силы потока. Величина потери потока напора, вызванная местными сопротивлениями, определяется по формуле:
кг/м2 ,(11.10)
где- коэффициент местного сопротивления, определяется опытным
путем и приводится в справочниках для наиболее распростра-
ненных видов местных сопротивлений;
- средняя скорость движения воздуха до или после местного со-
противления, м/сек.
Общая потеря давления воздуха в выработке равна сумме потерь, затрачиваемых, соответственно, на преодоление трения (hтр) и местных сопротивлений (hм):
кг/м2.
15. Понятие о законах аэростатики и ее основные задачи. Формула для расчета аэростатического давления. Аэростатика – наука о равновесии газов (воздуха). Она исследует условия, при которых воздух может находиться в неподвижном состоянии – состоянии равновесия. Одной из основных задач аэростатики является определение изменения давления с высотой (глубиной) в покоящемся воздухе, а также условий равновесия находящегося в воздушной среде тела.
Давление, с которым имеют дело в аэростатике, называется аэростатическим; оно вызывается весом вышележащих слоев воздуха.
Основное уравнение аэростатики в проекциях на координатные оси имеет вид:
dp = ·(X·dx + Y·dy + Z·dz), (10.6)
где р- давление;
- плотность воздуха;
X, Y, Z – проекции объемной силы, отнесенной к единице массы;
x, y, z - координаты.
Под объемной (или массовой) силой понимается сила, действующая на каждую частицу воздуха во всем его объеме (например, силы тяжести и инерции).
При неподвижной атмосфере в шахте единственной объемной силой является сила тяжести. Если ось Оzнаправить вертикально вниз, получим Z=g и основное уравнение аэростатики будет:
dp=·g·dz, (10.7)
где g - ускорение силы тяжести.
Если начало координат расположить на поверхности земли (в устье ствола), то давление на глубине h=z определится интегрированием 10.7 при граничном условии z=0, p=p0:
(10.8)
Если в какой-либо выработке =const или при переменной плотности ее можно характеризовать некоторой средней величиной, то из уравнения 10.8 получим:
p=p0+g··h, (10.9)
где h - разность отметок начала и конца выработки.
Уравнение 10.7 можно переписать в виде:
dp= ·dz, (10.10)
где -удельный вес воздуха.
Его изменение с глубиной зависит от изменения состояния воздуха, которое приближенно можно описать одним из следующих процессов: изохорическим –=const; изотермическим – Т= соnst; адиабатическим – dQ= const или const; политропическим – соnst.
Здесь Т – абсолютная температура воздуха; Q –количество содержащегося в воздухе тепла; n- показатель политропы (1n1,41).
Используя эти зависимости, а также уравнение состояния газа
, (10.11)
гдеR – газовая постоянная.
После интегрирования выражения (10.10) в пределах от z=0 до h при граничных условия z=0, p=p0, T=T0, =0, получим следующие законы изменения давления с глубиной:
изохорический процесс
p=p0+0·h; (10.12)
изотермический процесс
(10.13)
адиабатический и политропический процессы
, (10.14)
где;
k=1.41 – для адиабаты и k= n – для политропы.
Формулы для изотермического, адиабатического и политропического процессов дают весьма близкие результаты. Поскольку формула (10.13) наиболее проста, целесообразно использовать ее для определения приращения давления с глубиной.
Следует иметь в виду, что при расчетах по формулам (10.12) и (10.14) начальное давление p0 должно иметь размерность в той же системе, что и остальные величины; при расчете по формуле (10.13) это не обязательно и р0можно выразить в мм. рт.ст., атмосферах и т.д.
Формулы (10.12) - (10.14) носят название барометрических формул. Из них, в частности, следует, что приращение давления не зависит от поперечных размеров столба воздуха, т.е. давление в выработке не зависит от площади ее поперечного сечения и, следовательно, от его изменения по длине.
Весьма важным свойством воздушной среды является то, что давление, действующее в данной ее точке, одинаково во всех направлениях и что изменение давления в какой– либо точке, не вызывающее заметных эффектов сжатия, вызывает такое же изменение давления во всех остальных точках среды. Данное свойство носит название закона Паскаля. Согласно ему, уменьшение давления на поверхности, например, на 5 мм.рт.ст., вызовет уменьшение давления во всех выработках шахты также на 5 мм.рт.ст.
Из закона Паскаля следует, что давление, воспринимаемое пластинкой, расположенной в данной точке пространства, не зависит от ее ориентации в пространстве. Следовательно, давления на одну и на другую ее плоскость равны. Поскольку давление действует по нормали к поверхности, то равнодействующая сил давления, приложенных к пластинке, равна нулю, т.е. аэростатическое давление не может вызвать перемещения тела.
Из закона Паскаля следует, что давление на все стенки выработки, расположенные на одной вертикальной высоте, в неподвижном воздухе одинаково.
Согласно закону Архимеда, на находящееся в воздухе тело действует выталкивающая сила Р, направленная вертикально вверх и численно равная весу воздуха в объеме тела:
Р=V·, (10.15)
где V- объем тела;
- средний удельный вес воздуха на уровне расположения тела.
Следовательно, при весе тела V· P оно всплывает, при V· =P тело находится в равновесии и при V· P тело опускается.
Атмосферное давление в шахте неоднозначно: в более глубоких выработках оно больше, чем в менее глубоких [см. формулы (10.12-10.14)]. Изменение атмосферного давления на поверхности вызывает такое же по величине и знаку изменение давления воздуха в шахте. Работа вентилятора изменяет атмосферное давление в шахте: при всасывающей вентиляции оно меньше, при нагнетательной – больше давления в неподвижном воздухе.
16. Расчет расхода воздуха для проветривания рудника по различным факторам.
Исходя из наличия возникающих в ходе технологических процессов на руднике вредностей и действенного влияния состояния вентиляции на уровень этих вредностей, количество воздуха, необходимое для эффективного проветривания горных выработок и забоев в целях максимально возможной их (вредностей) нейтрализации, рассчитывается по следующим факторам:
по максимальному количеству людей, занятых на подземных работах в одну смену;
по разжижению ядовитых продуктов, выделяющихся при взрывах (по ВВ);
по разжижению выхлопных (отработанных) газов двигателей внутреннего сгорания (ОГ ДВС) при работе самоходного оборудования (по ОГ ДВС СДО);
по минимально допустимой скорости движения рудничного воздуха (по пылевому фактору).
По каждому из перечисленных факторов выполняются расчеты (пофакторный расчет), полученные результаты по расходам (количеству) воздуха сравниваются между собой с последующим суммированием максимальных значений, полученных по одному из сравниваемых факторов
Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания как рудника в целом, так и его отдельных вентиляционных участков (блоков, горизонтов и т.д.), должен выполняться ежегодно перед началом очередного календарного года на основании исходных данных, установленных планом развития горных работ на этот год, результатов воздушных и депрессионных съемок.Расчет подлежит корректировке при изменениях в планах развития горных работ, схемах проветривания, внедрения новых технологии и техники, влияющих на количественные и качественные параметры вентиляции рудника.Годовой расчет и, при необходимости, его корректировки выполняются начальником участка вентиляции и утверждаются главным инженеров рудника.
В связи с этим для всех очистных (сквозных) выработок площадью поперечного сечения менее 30 м2 и тупиковых выработок любого поперечного сечения минимальная скорость воздуха должна быть не менее 0,25 м/с (Vmin≥0,25м/с); для очистных (сквозных) выработок площадью поперечного сечения S≥30 м2 минимальная скорость движения вентиляционной струи должна составлять не менее 0,15 м/с, т.е.Vmin≥0,15 м/с.В горных выработках, относящихся к поддерживаемым, т.е. в рудничном воздухе которых не образуются и отсутствует поступление вредных веществ, минимальная скорость движения воздуха должна удовлетворять выражению , м/с, где (^ Р – периметр выработки, м;S – площадь поперечного сечения, м2).Для расчета можно использовать формулу «по выносу пыли» приведенную ниже.Эксплуатация самоходного оборудования с двигателями внутреннего сгорания (СДО) должна осуществляться в соответствии с требованиями ПБ
При этом, для расчета необходимого количества (расхода) воздуха, обеспечивающего снижение концентрации вредных компонентов отработанных (выхлопных) газов двигателей внутреннего сгорания (ОГ ДВС) в воздухе рабочей зоны рудничной атмосферы до санитарных норма (ПДК), устанавливается норматив подачи свежего воздуха в количестве не менее 3 м3/мин на 1л.с. номинальной (паспортной) мощности ДВС.Устанавливаемый норматив количества воздуха (3 м3/мин на 1л.с.) может применяться при соблюдении следующих условий:
в отработанных (выхлопных) газах эксплуатируемых двигателей внутреннего сгорания (ОГ ДВС) на любом режиме работы концентрация вредных компонентов после газоочистки не должна превышать:
оксида углерода (СО) – 0,05%окислов азота в пересчете на NО2 (NОх) – 0,05%Соблюдение указанных параметров должно контролироваться:при вводе ДВС в эксплуатацию;ежемесячно в процессе эксплуатации ДВС;после каждого ремонта ДВС;после простоя ДВС в течение двух недель и более
минимальная скорость движения рудничного воздуха в тупиковых выработках любой площади поперечного сечения и в сквозных выработках (в т.ч. очистных) площадью поперечного сечения менее 30 м2 – не менее 0,25 м/с, площадью поперечного сечения 30 м2 и более – 0,15 м/с
вредные компоненты ОГ ДВС не должны накапливаться в очистных или тупиковых выработках, где работает СДО, т.е. из этого следует, что:

где – количество воздуха, которое необходимо подать в выработку (участок), м3/с,
, м3/с, где q=3 м3/мин∙л.с.т.е. , м3/с (необходимый расход воздуха в выработке по нормативу)
– требуемый расход воздуха в выработке (участке) для выноса выхлопных (отработанных) газов за цикл работы СДО, м3/с,
, м3/с, 
где Vвыр – объем горной выработки, м3,
Тц – время выполнения одного цикла работы, с,
, с
где – время загрузки ковша (кузова), с
– время разгрузки ковша (кузова), с
– время на вспомогательные (маневровые) операции, с
l – длина доставки (транспортировки), м
v – средняя скорость движения машины, м/с

Строительство и реконструкция ГП
Расчет горного давления в горизонтальных ГВ
Расчет горного давления производят с целью определения нагрузок на крепь и расчета ее прочностных размеров. При расчете горного давления учитывают три возможных режима взаимодействия крепи и породного массива: режим заданной нагрузки (крепь не влияет на величину нагрузки), режим совместного деформирования массива и крепи и режим заданной деформации (величина нагрузки определяется по деформации без учета сопротивления крепи по СНиП П-94—80). Аналогичные гипотезы о горном давлении на крепь подготовительных выработок исходили из предположения о действии на крепь веса столба пород от выработки до поверхности с основанием, равным пролёту выработки. Однако оно приводило даже для небольших глубин к нагрузкам, которые не могла бы выдержать крепь. Поэтому были выдвинуты гипотезы о действии на крепь веса пород в пределах треугольного или сводчатого объёма с основанием, по-прежнему равным пролёту выработки. Наибольшую известность получила гипотеза русского учёного М. М. Протодьяконова (1907), в которой указанный объём представляет собой параболический свод. Его высота (b) связана с полупролётом выработки (а) соотношением: b=а/f, где f — тангенс угла внутреннего трения для сыпучих пород или коэффициент крепости для связных. Расчёты по этой формуле для глубин до 200-300 м (при отсутствии тектонических напряжений) дают практически приемлемые результаты.
2.Способы проведения горизонтальных выработок. Проведение горизонтальных выработок неоднородных породах узким и широким ходом
Способ проведения горной выработки зависит от свойств пересекаемых пород,размеров поперечного сечения выработки и положения ее в простанстве.
В зависимости от свойств пересекаемых выработками пород различают спосбы проведения выработок в обычных и сложных горногеологических условиях.
К специальному способу проведения выработок относят проведение выработок в в рыхлых водонасыщенных породах и в устойчивых трещиноватых весьма водообильных породах.
К обычному способу проведения выработок относят проведение выработок в:
1)крепких однородных породах(квершлаги,полевые штреки,камеры,штреки по руде),когда выемку породы производят в основном при помощи буровзрывных работ
2)мягких однородных породах,когда выемка породы может быть произведена без приминения буровзрывных работ
3)неоднородных породах,когда необходимо производить раздельную выемку полезного ископаемого и пустых пород
В зависимости от размеров поперечного сечения выработки различают два способа их провеления:
-сплошным забоем,когда работы по выемке породы выполняют сразу по всей площади забоя,и
-уступным(сложным)забоем,когда забой разделяют на несколько уступов и работы по выемке породы выполняют в каждом уступе самостоятельно.
Уступы могут быть горизонтальными,когда ширина выработки меньше высоты,и вертикальными,когда ширина больше высоты.
В зависимости от материала постоянной крепи применяют две схемы проведения горных выработок:
-с возведением постоянной крепи непосредственно в забоевыработки
-с возведением постоянной крепи на некотором расстоянии от забоя выработки и использованием временной призабойной крепи.Правильно выбранная схема провеления горной выработки позволяет увеличить скорость проведения выработки и снизить ее стоимость
3.Проветривание тупиковых выработок
 
230. Проветривание тупиковых выработок должно производиться с помощью ВМП или за счет общешахтной депрессии.
При проветривании за счет общешахтной депрессии и проведении выработок по пластам узким забоем должны проходиться параллельные выработки для исходящей струи воздуха, сбиваемые с основной выработкой через промежутки не более 30 м печами (просеками). По мере проведения новых печей (просеков) старые должны изолироваться постоянными перемычками, покрываемыми воздухонепроницаемыми составами. Проветривание тупиков параллельных выработок (за последней печью) и сбоек между ними за счет общешахтной депрессии должно осуществляться с помощью жестких вентиляционных труб длиной не более 60 м.
Из тупиковых выработок, находящихся в проходке, запрещается проведение новых тупиковых выработок, кроме тех, которые предназначены для ликвидации тупиков и сокращения их длины.
231. ВМП должны работать непрерывно и управляться из диспетчерской шахты с помощью аппаратуры автоматического контроля и телеуправления ВМП. На негазовых шахтах обслуживание вентиляторов может осуществляться специально назначенными и соответственно обученными лицами (допускается совместительство).
В случае остановки ВМП или нарушения вентиляции работы в тупиковой выработке должны быть прекращены, напряжение с электрооборудования автоматически снято и люди из нее немедленно выведены в проветриваемую выработку, а у устья тупиковой выработки должен быть установлен запрещающий знак. При этом в негазовых шахтах допускается не снимать напряжение с электрооборудования автоматизированных насосных установок. Возобновление работ разрешается после проветривания и обследования выработки инженерно-техническими работниками.
В шахтах III категории и выше тупиковые выработки длиной более 100 м должны оборудоваться резервными ВМП с резервным электропитанием. Условия резервирования определяются Госгортехнадзором России. При проведении выработок по выбросоопасным угольным пластам или породам допускается в качестве резервных применять ВМП с пневматическим двигателем.
232. Установка ВМП должна производиться по паспорту выемочного участка, проведения и крепления подземных выработок или специальному паспорту, утвержденному главным инженером шахты. ВМП, работающий на нагнетание, должен устанавливаться в выработке со свежей струей воздуха на расстоянии не менее 10 м от исходящей струи. Запрещается установка ВМП в очистных выработках, кроме случаев проведения обходных гезенков (печей) в зонах местных геологических нарушений при наличии выходов из очистных выработок в соответствии с требованиями _ 83, а также ближе 25 м от мест постоянного присутствия людей (погрузочные пункты, посадочные площадки и т.п.).
Фактическая производительность ВМП не должна превышать 70% расхода воздуха в выработке в месте его установки. При установке в одной выработке нескольких вентиляторов, работающих на отдельные трубопроводы и расположенных один от другого на расстоянии менее 10 м, суммарная их производительность не должна превышать 70% расхода воздуха в выработке в месте установки первого вентилятора, считая по ходу струи. Если расстояние между вентиляторами более 10 м, то производительность каждого из вентиляторов не должна превышать 70% расхода воздуха в выработке в месте его установки. В шахтах, опасных по газу, запрещается проветривание двух и более выработок при помощи одного трубопровода с ответвлениями.
Допускается установка ВМП в выработках с исходящей струей воздуха, проветриваемых за счет общешахтной депрессии, при условии, что в месте установки вентилятора содержание метана не превышает 0,5%, состав воздуха соответствует требованиям п.201, а в шахтах III категории и выше контроль концентрации метана перед вентилятором осуществляется стационарной автоматической аппаратурой.
Запрещается установка ВМП с электрическими двигателями в выработках с исходящей струей воздуха на пластах, опасных по внезапным выбросам угля и газа.
У каждого вентилятора должна устанавливаться доска, на которую записываются фактический расход воздуха в выработке в месте установки вентилятора, фактическая производительность вентилятора, расчетный и фактический расход воздуха у забоя тупиковой выработки, максимально допускаемая длина тупиковой части выработки, проводимой при данной вентиляторной установке, время проветривания выработки после взрывных работ, дата заполнения и подпись лица, производившего запись на доску.
При проведении или погашении вентиляционных выработок, примыкающих к очистным забоям, допускается установка ВМП с пневматическим двигателем в этих же выработках при соблюдении следующих условий:
а) вентилятор должен быть установлен не ближе 15 м от забоя лавы, считая по ходу вентиляционной струи;
б) длина тупиковой части выработки не должна превышать 30 м;
в) состав воздуха в месте установки вентилятора должен соответствовать требованиям п.201, а содержание метана в исходящей из тупиковой части выработки струе не должно превышать 1%;
г) должно быть исключено воспламенение метана при ударах и трении вращающихся частей о корпус вентилятора.
233. Расстояние от конца вентиляционных труб до забоя в газовых шахтах не должно превышать 8 м, а в негазовых - 12 м. При проведении тупиковых выработок по углю с помощью комбайнов в газовых шахтах должны применяться аккумуляторы вентиляционных труб.
В конце гибких воздухопроводов должна навешиваться труба из жесткого материала длиной не менее 2 м или должны вставляться жесткие распорные кольца (не менее двух), обеспечивающие нормальное сечение выходного отверстия трубы. Гибкий воздухопровод должен подсоединяться к ВМП с помощью металлического переходного патрубка заводской конструкции.
234. Запрещается проветривать за счет диффузии тупиковые выработки газовых шахт, исключая тупики длиной до 6 м.
В газовых шахтах средства местного проветривания должны быть установлены до начала работ по проведению выработки.
В негазовых шахтах допускается проветривание за счет диффузии тупиков длиной до 10 м.
5.Проходческий цикл. Основные и вспомогательные операции. Построение циклограммы
Проведение горных выработок в большинстве случаев осуществляется участками небольшой длины. Подвигание забоя выработки на одну заходку складывается из выполнения основных и вспомогательных проходческих операции.К основным операциям относятся операции,в результате которых образуется готовая выработка. К вспомогательным относятся операции,обеспечивающие нормальное выполнение основных проходческих операции.
Характер и число основных проходческих операции,зависит в основном от физико-механических свойств пересекаемых пород,обусловливающих способ выемки пород. При проведении выработки по крепким породам к основным проходческим операциям относят : бурение и взрывание шпуров,проветривание забоя после взрыва,погрузку взорванной породы,возведение крепи. К вспомогательным операциям относят: транспортирование породы,доставку и разгрузку крепежных материалов,устройство водоотливной канавки,удлинение труб вентиляции и сжатого воздуха,наращивание кабелей,настилку рельсового пути и др.
Основные и вспомогательные операции проходческие операции непрерывно повторяются через определенные промежутки времени,что обусловливает цикличный характер работ по проведению выработки.
Совокупность основных и вспомогательных проходческих операции,повторяющаяся в определенной последовательности в течение определенного промежутка времени,называется проходческим циклом,а время выполнения одного полного цикла работ называется продолжительностью цикла
Величина продвигания забоя выработки за один проходческий цикл завсист от степени механизации проходческих работ,от количества рабочих,участвующих в выполнении проходческих работ,от крепости и водоносности пересекаемых пород,от продолжительности проходческого цикла и организации проходческих работ. Продолжительность проходческого цикла целесообразно принимать кратной продолжительности рабочей смены.
Цикличная организации работы позволяет увеличить производительность труда рабочих, улучшить использование механизмов и машин, повысить безопасность работ, увеличить скорость и снизить стоимость проведения выработки
6.Назначение, формы и размеры поперечного сечения восстающих выработок. Способы проведения восстающих, возведение крепи.
Восстающие служат для спуска руды, подъема и спуска материалов и оборудования, для вентиляции и перемещения людей при разработке рудных месторождений. В зависимости от назначения восстающие имеют одно, два и более отделений и проводятся обычно вертикально или наклонно, в соответствии с условиями залегания рудного тела.
I В связи с тем, что срок службы восстающих 1—4 года, их крепят деревянной сплошной венцовой крепью или крепью на стойках, а в крепких породах— распорной крепью. При коэффициенте крепости пород f>10 восстающие можно не крепить. Форма поперечного сечения восстающих обычно прямоугольная, размеры поперечного сечения выбирают в зависимости от назначения выработки
Способы проведения восстающих:
Проведение восстающих снизу вверх глухим забоем
В этом случае выработку проводят снизу вверх при помощи буровзрывных работ. Для обеспечения равномерного и мелкого дробления руды обычно применяют шпуры глубиной 1,5— 1,8 м, а врубовые шпуры располагают над породным отделением. Бурение шпуров производят одним или двумя телескопическими бурильными - молотками с полка, установленного на венцах крепи или укрепленного "в лунках в боках выработки. После обуривания из забоя убирают буровое оборудование, разбирают полок и из легких рудничных рельсов устраивают перекрытие над лестничным и подъемным отделениями. Взрывание шпуров производят с откаточного штрека. Отбитая взрывом руда попадает в рудо-спускное отделение, где она магазинируется, и после каждого цикла излишняя руда через люк выгружается в вагонетки. Магазинирование отбитой руды в рудоспускном отделении обеспечивает более спокойное движение руды и предохраняет крепь восстающего от разрушения. Однако при этом могут в рудоспуске образовываться «пробки» (застревание руды), возможно выдавливание крепи и скопление газообразных продуктов взрыва в руде. В связи с этим иногда руда не магазинируется, а после каждого взрыва падает непосредственно на почву штрека и потом при помощи погрузочных машин грузится в вагонетки
Проведение восстающего с применением подвесной клети
В этом случае предварительно с поверхности пробуривают вертикальную скважину диаметром 100— 150 мм для пропуска подъемного каната подвесной клети и для проветривания забоя вентилятором . При помощи лебедки клеть поднимают к забою и с верхнего полка ее бурят шпуры.Вращение клети во время бурения устраняют распорной пневмоколонкой. После заряжания шпуров и спуска взрывника клеть ставят на салазки и лебедкой оттаскивают из рудоспуска в сбойку, что предохраняет ее от повреждения взрывом, а подъемный канат отсоединяют от клети и извлекают из восстающей. Лебедкой открывают откидной щит, перекрывающий рудоспуск. После этого производят взрывание зарядов шпуров и проветривание забоя
Проведение восстающих при помощи глубоких взрывных скважин
В этом случае в пределах сечения восстающей из камеры при помощи бурового станка БМК-2 снизу вверх пробуривают врубовые скважины диаметром 100 мм на расстоянии 100—200 мм друг от друга. После взрывания зарядов в этих скважинах по всей высоте восстающей образуется врубовая щель. Затем пробуривают отбойные (оконтуривающие) скважины на всю высоту выработки и заряжают их ярусными зарядами длиной 1,2—1,6 м с интервалами между ними в 0,5—0,7 м, фиксируемыми деревянными стержнями. В результате взрыва зарядов образуется выработка, а взорванная порода опускается постепенно в откаточный штрек. Во избежание образования «пробок» не следует заряды рассредоточивать в наиболее твердых пропластках.
7. Выбор формы и определение размеров поперечного сечения вертикальных стволов шахт.
Стволы могут иметь форму поперечного сечения круглую, прямоугольную, эллиптическую и криволикую Чаще всего вертикальные стволы шахт имеют круглую форму сечения и реже прямоугольную. Криволикая и эллиптическая формы поперечного сечения встречаются очень редко. Их выбор определяется особыми условиями. Для прямоугольной формы поперечного сечения обычно применяют дерево. Срок службы ствола шахты, закреп-1енного деревом, сравнительно небольшой и редко превышает 5—20 лет. Срок службы круглых стволов, закрепленных каменной, бе-юй или железобетонной крепью, достигает 50 лет и более, выборе формы поперечного сечения учитываются свой-;ересекаемых пород, срок службы ствола и назначение его. В настоящее время в горной промышленности при строитель-новых, шахт круглая форма поперечного сечения имеет наибольшее распространение.
Размеры поперечного сечения подъемных стволов определяют в зависимости от числа, типа, габаритов и расположения подъемных сосудов, с учетом величины зазоров между ними и крепью. Кроме того, необходимо учитывать тип проводников и расстрелов, а также размещение лестничных отделений, ставов водоотливных труб и кабелей.
Размеры поперечного сечения ствола в свету, крепи можно определить графически в зависимости от типа подъемных сосудов, их емкости и расположения. Размер поперечного сечения ствола в свету SCB необходимо проверить по скорости воздушной струи vmm. Последняя, согласно Правилам безопасности, не должна превышать: 8 м/сек в стволах, по которым производится спуск и подъем людей и грузов; 12 м/сек. в стволах, служащих только для подъема и спуска груза; 15 м/сек в вентиляционных стволах, не оборудованных подъемами.
Если скорость движения воздуха получится больше допускаемой по Правилам безопасности, то размер поперечного сечения ствола в свету крепи необходимо увеличить для обеспечения, условия v<vmax
Определив размеры ствола в свету, откладываем по полученному контуру ствола в свету толщину запроектированной крепи и получим сечение ствола вчерне (SB4). Прибавляя к SBч 3—5% на неровности стенок, получим площадь поперечного сечения ствола в проходке {Snp).
8.Способы и схемы проходки стволов шахт. Достоинства и недостатки.
В зависимости от свойств пересекаемых пород и притока воды стволы шахт проходят обычным и специальным способами. Обычным способом проходят стволы в устойчивых малообводненных породах, а специальным — в неустойчивых и сильноводоносных породах.
В зависимости от последовательности выполнения основных проходческих работ различают три схемы проходки ствола: последовательную, совместную и параллельную.
При последовательной схеме ствол по глубине разделяют на участки или звенья и проходку ствола осуществляют с разновременным производством работ по выемке породы и возведению постоянной крепи. В каждом звене, начиная сверху, сначала производят выемку породы и временное крепление, а затем возводят постоянную крепь. Во время работы по возведению постоянной крепи выемка породы в забое не производится. Высота звена в среднем составляет 30 м. Недостатком этой схемы является прекращение работ по выемке породы при возведении постоянной крепи, что снижает скорость проходки и удлиняет срок.
Совместная схема может быть применена в двух вариантах:
выемка породы и возведение постоянной крепи выполняются в каждой заходке последовательно и непосредственно на забое совместная схема при последовательном выполнении работ;
выемка породы и возведение постоянной крепи осуществляются параллельно (одновремеино), будучи разобщенными |в стволе — совместная схема при параллельном выполнении работ.
Недостатком первого варианта совместной схемы является последовательность работ по выемке породы и возведению постоянной крепи в забое ствола. Совместная схема устраняет необходимость применения временной крепи и позволяет эффективно осуществить комплексную механизацию основных проходческих работ.
Совместную схему можно применять для проходки стволов любого диаметра и глубины.
При параллельной схеме проходки выемку породы и возведение постоянной крепи производят не последовательно, а одновременно в смежных звеньях При производстве работ по выемке породы применяют временную крепь, что является недостатком параллельной схемы проходки.
Горное давление в вертикальных выработках. Определение толщины крепи в стволах шахт. Закрепление деревянной крепи.
Для определения величины горного давления на крепь вертикальных выработок предложено много гипотез и выполнены значительные теоретические, лабораторные и производственные Исследования. Однако до настоящего времени нет общепризнанного расчетного метода для определения нагрузок на крепь.
Ниже кратко изложены некоторые гипотезы и предложения о проявлениях горного давления на крепь вертикальных выработок.
Гипотеза проф. М. М. Протодьяконова. Независимо от того, какое количество слоев горных пород пересекает вертикальный шахтный ствол и какими параметрами характеризуются эти породы, проф. М. М. Протодьяконов величину давления горных пород на крепь ствола рекомендует определять по средневзвешенным значениям этих параметров по формуле
P=γсрHtg^290°-φср2
где Р — давление горных пород на крепь ствола, т/м2;
γср — средневзвешенный объемный вес горных пород, т/мл; I
Н—глубина ствола, м;
φср— угол внутреннего трения (средневзвешенный).
Эту формулу нельзя применять при расчете крепи стволов, расположенных в устойчивых породах, тем более на значительных
11. Сооружение устья стволов шахт, оборудование для этого, работы подготовительного периода
Устье ствола шахты проходят как в подготовительный, так и в основной период строительства шахты после окончания оснащения стволов оборудованием.При проходке стволов обычным способом устья целесообразно сооружать после окончания оснащения стволов оборудованием. Для этой цели вначале производят выемку грунта на глубину 3—4 м от поверхности без перекрытия устья полком; после этого пройденный участок крепят постоянной бетонной или железобетонной крепью, в которой оставляют гнезда для укладки постоянной подкопровой рамы и оставляются колодцы и анкерные гнезда для укрепления постоянного копра.
После окончания бетонирования верхней части устья приступают к установке на ней основной проходческой рамы (она же называется нулевой рамой), затем устраивают настил, монтируют ляды, настилают пути для подачи крепежных материалов к стволу. Расположение отдельных элементов основной проходческой рамы определяется размещением проходческого оборудования в стволе.
По окончании монтажных работ по оснащению ствола приступают к проходке устья. В этом случае обеспечивается максимальная скорость как проходки устья, так и проходки стволов при минимальной стоимости производства работ за счет повышения общей скорости и устранения разрыва во времени между окончанием сооружения устьев и началом проходки стволов.
Отбойку породы при проходке устья в наносах производят отбойными молотками или пневмоломами, а при крепких породах буровзрывным способом. Погрузку породы в бадьи производят при помощи пневмогрузчиков. Устье ствола закрепляется железобетонными тюбингами без применения временной крепи. Такая организация работ позволяет максимально механизировать все процессы проходки и крепления и главное — производить работы по проходке как устья, так и всего ствола без остановки для переоборудования, не считая незначительного перерыва на монтаж подвесного и натяжного.полков.
Способы углубки стволов шахт сверху вниз. Область и условия их применения.
Углубка с оставлением в стволе породного целика.
Эту схему углубки применяют: при твердых породах f>5 в месте устройства породного целика, при притоке воды до 30 м3/ч, при наличии свободной площади в стволе, при наличии в околоствольном дворе свободной площади и возможности подъема породы на поверхности земли. Наличие метана и глубина ствола не ограничивают применение этой схемы углубки.
При углубке ствола по этой схеме прежде всего оборудуют рабочий горизонт и действующий ствол шахты для углубочных работ. Лестничное отделение в стволе на высоту 12—20 м от сопряжения разбирают и оно используется как углубочное. Углубочное отделение перегородкой отделяют от подъемных отделений ствола. В верхней части углубочного отделения устраивают наклонный полок, (Предохраняющий от случайно падающих кусков породы или угля при работе постоянного подъема. В околоствольном дворе проводят камеру 5 для установки подъемной машины 6 и наклонный ходок 7 для 'Пропуска подъемного и направляющих канатов. Вверху углубочного отделения монтируют подшкивную площадку, где устанавливают шкивы для подъемного и направляющих канатов. На высоте 2,5—3 м над горизонтом околостволь-^ ного двора в углубочном отделении устраивают разгрузочную площадку 8 с лядами и наклонным желобом для разгрузки бадей с породой. После этого зумпф ствола разделяют железобетонной перемычкой 9 толщиной 250—300 мм на два отделения: углубочное и для сбора воды, стекающей по стволу. Затем проходят углу-бочный ходок 10 сечением в свету (1-- 1,5) X (1,7-^-3 м) на высоту
Углубка с устройством в стволе искусственных предохранительных полковэта схема углубки анологична схеме с оставлением в стволе породного целика, но для защиты углубленной части ствола вместо породного целика в стволе устраивают искусственные предохранительные полки, не требующие для их устройства крепких пород.
Углубка через наклонный гезенк. Схему углубки через вертикальный или наклонный гезенк применяют при отсутствии в стволе углубочного или лестничного отделения и места для размещения камеры подъемной машины вблизи ствола в околоствольном дворе. На рис. 229 приведена схема углубки ствола через наклонный гезенк с применением створчатой опалубки. При этой схеме с действующего горизонта проводят наклонный гезенк J 'под углубляемый ствол 2, под зумпфом проходят часть ствола 3 в направлении снизу вверх для направляющих шкивов, проводят камеру 4 для подъемной машины и лебедок, устраивают рабочий полок 5. Потом ствол углубляют в направлении сверху вниз аналогично проходке стволов. Породу из забоя поднимают в бадьях, перегружают в скип 6, поднимаемый по наклонному гезенку. Из скипа породу перегружают в вагонетки 7 для выдачи на поверхность. Через породный целик для лучшей вентиляции бурят скважину, оборудованную обсадной трубой 8. Этот породный целик вынимают после окончания углубки и армирования углубленной части при остановке работы постоянного подъема. Достоинства этой схемы углубки: все работы по углубке ведут на некотором расстоянии от ствола, а поэтому они оказывают меньшее влияние на нормальную работу околоствольного двора. Недостатками этой схемы углубки являются: наличие двух подъемных установок, увеличение объема подготовительных горных выработок, трудность маркшейдерского обслуживания, сложность размещения оборудования, необходимого для углубки, ступенчатый подъем.
Процессы подземных горных работ
1.Общая характеристика способов отбойки руды, их использование на подземных горных предприятиях.
Первой применялась механическая отбойка, но с появлением взрывного способа ее преимущества сохранились лишь в мягких рудах. В начале ХХ века стали использовать отбойные молотки, затем врубовые машины. С шестидесятых годов комбайны.
Механическая отбойка применяется в мягких рудах, однако этот способ не превышает 10-12 % общего объема отбойки, т.к. преобладают руды крепкие и к тому же в мощных МПИ даже при невысокой крепости руд целесообразно применять БВР, при которых можно разбурить весь массив блока скважинами из небольшого числа выработок.
Взрывная отбойка с помощью ВВ сперва появилась шпуровая, затем в мощных залежах крепких руд минная и позднее скважинная, которая почти полностью вытеснила минную и в значительной мере заменила шпуровую.
Самообрушение руды применяют в основном лишь при одной системе разработки.
Гидравлическую отбойку испытывали при отработке маломощных пологих марганцовых руд.
2.Факторы, влияющие на параметры БВР при шпуровой отбойке руды
Крепость руды. Ориентировочно q ВВ удельный расход бурения зависят от крепости руды почти в прямой пропорции. Это же относится и к трудоемкости бурения 1 м скважины. Поэтому трудоемкость буровых работ на 1 т. руды отбитой пропорционально коэффициенту крепости руды в степени, близкой к 2.
Трещиноватость руды. Массив расчленяется по естественным трещинам даже при уменьшенном расходе ВВ. Вместе с тем трещины ограничивают распространение энергии взрыва, поэтому участок руды, заключенный между трещинами, часто остается неразрушенным, если не будет взорван заряд именно в нем.
число обнаженных плоскостей. При очистной выемке, в отличие от проходческих работ, забой часто имеет не одну, а две или три, иногда даже четыре обнаженные плоскости. Они увеличивают объем руды, отбиваемой крайними зарядами, часто снижает необходимо число шпуров или скважин, и следовательно удельный расход ВВ.
3.Шпуровая отбойка руды, условия ее рационального использования
Удельный объем шпуровой отбойки составляет около 50% по отношению ко всем способам отбойки и 45-55% во взрывной отбойке. Главная особенность шпуровой отбойки при очистной выемке, по сравнению с проведением выработок, касается технологии и состоит в том, что забой обычно имеет минимум две обнаженные плоскости: одну, в которой выбуривают шпуры, и другую, на которую производится отбойка.
Пологие залежи малой мощности отрабатывают без деления на слои по вертикали. В остальных случаях при шпуровой отбойке применяют, как правило, выемку горизонтальными или слабонаклонными слоями. Порядок погашения слоев – восходящий или нисходящий.
Послойную выемку в восходящем порядке применяют преимущественно при устойчивой руде, а в нисходящем порядке - как при неустойчивой руде с выемкой заходками под защитой твердеющей закладки или крепи с закладкой, так и при устойчивой руде в случае естественного поддержания очистного пространства и применения самоходного оборудования на очистных работах. С точки зрения взрывных работ шпуры целесообразно располагать нормально к основной системе трещин для уменьшения экранирующего действия трещин.
Шпуровая отбойка применяется при мощности залежей до 5-8 м, а также в тех случаях, когда в очистном пространстве должны работать люди.
4.Формы очистных забоев при шпуровой отбойке
наклонный
сплошной
потолкоуступный
почвоуступный
7. Отбойка руды скважинными зарядами ВВ, характеристика, расчет параметров.
Взрыванием скважинных зарядов ВВ отбивается около 60 % руды, добываемой взрывным способом. Скважины, используемые для отбойки руды, обычно имеют глубину от 5 до 100 м. Диаметр их от 40 до 200 мм и более. Максимальная глубина взрывных скважин ограничена, т.к. при бурении глубоких скважин происходит их искривление и поэтому невозможно добиться заданного направления и, как следствие хорошего качества дробления.
Расчет параметров. Диаметр скважин принимают единый для всего рудника или, например, один уменьшенный - для подсечки блоков, а иногда и отбойки в камерах, а другой увеличенный - для обрушения целиков. Тип ВВ, конструкцию заряда, интервалы замедления при взрывании выбирают на основании практики.
Такие элементы, как веерное или параллельное расположение скважин, восходящее или нисходящее бурение, наибольшая глубина скважин, расстояние крайних скважин от проектного контура отбойки, перебур и т.п., устанавливаются для данных горно - технических условий на длительный период на основе технико-экономических расчетов и соображений.
Объектами технического расчета конкретных взрывов являются: линия наименьшего сопротивления; расстояние между скважинами в ряду при параллельном расположении или между концами веерных скважин.
При расчете этих параметров исходят из функциональной оценки свойств горных пород по требуемому удельному расходу ВВ с пересчетом его на базисные условия и из необходимости размещения в скважинах требуемого количества взрывчатого вещества Q: Q=qV
8. Схемы отбойки слоев скважинами, краткая характеристика каждой из схем.
Схемы отбойки. Скважинами обычно отбивают руду послойно, располагая их рядами, параллельными поверхности массива, на которую производится отбойка. Эта поверхность может граничить как со значительным свободным пространством, достаточным для увеличения объема взорванной руды в 1,3-1,5 раза, так и с раздробленной на куски горной массой.
Обычно применяют многорядное (по 2-5 рядов или вееров) короткозамедленное (15-50 м/c) взрывание скважин. Замедление в большинстве случаев производят по рядам (веерам), начиная с крайнего ряда, а иногда замедляют взрывание скважин и внутри ряда - в шахматном порядке.
По возможности следует располагать отбиваемые слои вертикально и взрывать их одновременно с противоположных сторон очистного пространства, чтобы обеспечить соударение слоев для лучшего дробления руды.
 Схемы отбойки руды скважинами
Основными параметрами скважинной отбойки являются: пиния наименьшего сопротивления (л.н.с.), расстояние между скважинами, их количество, длина и диаметр.
Расстояние между скважинами в ряду или веере принимается в определенном соотношении с л.н.с. При параллельном расположении скважин это соотношение (как и при шпуровой отбойке) называют коэффициентом сближения скважин (т = a/W, a - расстояние между скважинами в ряду).
9. Составление схемы расположения скважин: параллельного, веерного, ярусного, их достоинства и недостатки.
Расположение скважин в отбиваемом слое бывает:
• параллельное;
• параллельно-сближенное;
• веерное;
• пучковое.
К достоинствам при параллельном расположении скважин относятся:
• равномерное размещение зарядов ВВ в отбиваемом массиве, что способствует качественному дроблению с небольшим выходом негабарита;
• меньше удельный расход скважин;
• более полно используется длина всех скважин, поскольку нет сближенных участков, не заполняемых ВВ.
Параллельное расположение скважин имеет недостатки:
• большой объем трудоемких нарезных работ, так как на каждый отбиваемый слой нужно проходить дополнительную буровую выработку (закрытую или открытую заходку);
• с каждой позиции установки станка можно пробурить только одну скважину;
• труднее чем при шпуровой отбойке обеспечить полноту отбойки при изменчивых элементах залегания рудного тела;
• целики между закрытыми буровыми заходками при небольшом расстоянии между рядами скважин слишком узкие и неустойчивые.
Поэтому при отбойке вертикальными слоями нередко приходится переходить на так называемые открытые заходки (балконы), работа в которых требует соблюдения особых мер безопасности.
По этим причинам отбойку параллельными скважинами применяют в устойчивых труднодробимых рудах, когда повышенные затраты на отбойку компенсируются уменьшением расходов на вторичное дробление негабарита. Отбойку параллельными скважинами применяют на некоторых рудниках, в том числе на руднике им. Губкина в КМА.
Для сохранения преимуществ параллельного расположения скважин и уменьшения недостатков на многих железорудных рудниках Сибири и при разработке железистых кварцитов в Кривбассе успешно применяют отбойку комплектами параллельно-сближенных скважин. Их отличие состоит в том, что вместо одной скважины в ряду бурят несколько близко расположенных (сближенных) скважин. Расстояние между ними 3 – 4 диаметра одной скважины, число скважин в комплекте составляет 3 – 10. При производстве взрыва несколько сближенных скважин работают как одна скважина большого диаметра. Это позволяет увеличить расстояние между буровыми заходками и уменьшить их число, а следовательно, затраты на проходку.
Наиболее распространено веерное расположение скважин в слое (скважины расходятся веером из одной точки) (рис.9.1.б). В этом случае с одной позиции станка бурится несколько скважин станок переставляют только для бурения скважин в следующем веере. При этом, резко сокращаются трудозатраты на монтаж–демонтаж и перестановку станка, возрастает сменная производительность бурильщика. Необходимо меньшее число буровых выработок. Недостатки отбойки веерными скважинами связаны с неравномерным размещением ВВ по по объёму взрываемого массива. Так как вблизи буровой выработки скважины расположены густо, некоторые из них заряжают не полностью (это вызывает повышенный расход скважин на отбойку), расстояние между концами скважин составляет около полутора л.н.с., по этому качество дробления здесь более низкое (велик выход негабарита).
Пучковое расположение скважин отличается от веерного тем, что из одной буровой камеры, одной позиции станка бурят несколько веерных комплектов в различных плоскостях: первый с уклоном 5 – 8°, второй 10 – 15°, третий 50 – 60° (см. рис.9.2.). Это позволяет с помощью скважин, пробуренных из одной камеры, отбить слой руды толщиной 6 – 8 м; при этом сокращается количество буровых камер.
Пучковое расположение скважин применяют в основном для посадки кровли и разрушения целиков. Взрывают скважины в пучке одновременно или с коротким замедлением по веерам. По отбойке пучками скважин в очистной камере имеются лишь отдельные примеры (Нижне-Тагильский горно–металлургический комбинат).
Следует отметить, что помимо расположения скважин в отбиваемом слое, немалое значение имеет:
• расположение скважин по отношению к проектным контурам отбойки;
• расположение скважин по углу наклона слоев рудного массива.
Если эти проектные контуры се внутри рудного массива, то сохранение окружающего массива и получение ровных стенок в наилучшей мере обеспечиваются оконтуриванием очистного пространства скважинами, расположенными в плоскостях его проектных границ, но это требует дополнительных буровых выработок (рис. 9.3). Если же очистное пространство оконтуривают торцами скважин, то во избежание сужения его по сравнению с проектными контурами обычно необходим перебур, равный 0,2 – 0,4 л. н. с . В случае отбойки до контактов залежи расположение буровых выработок и скважин зависит от характера контактов. Покажем это на примере отбойки руды на всю мощность залежи веерами скважин из выработки, пройденной у контакта с лежачим боком. При четких ослабленных контактах почва бурового восстающего может быть совмещена с почвой залежи, что обеспечит отбойку до контакта без дополнительного разубоживания руды и ослабления боковых пород (по сравнению с заглублением восстающего в лежачий бок). Торцы скважин не должны доходить до контакта висячего бока на 10 – 20 см во избежание подрыва пустых пород. Если это необходимо для полноты отбойки, то скважины немного наклоняют в сторону очистного пространства. При отсутствии же четких контактов буровой восстающий может быть заглублен в лежачий бок на 0,5 – 1 м с тем, чтобы оконтуривающие скважины располагались в плоскости контакта. Скважины верхней части веера должны иметь перебур в породы висячего бока.
10. Сущность способа минной отбойки руды, условия применения.
МИННАЯ ОТБОЙКА
В настоящее время минная отбойка как основной способ сохраняется в ограниченных масштабах при выемке сильнотрещиноватых очень крепких руд, если взрывные скважины в них пересыпаются и выходят из строя. Применяется в основном для обрушения больших массивов, в которых уже есть или могут быть проведены горные выработки. При минной отбойке сосредоточенные заряды взрывчатых веществ (ВВ) массой от 0,5 до 3 т размещают прямо в подготовительно-нарезных выработках. Расстояния между зарядами ВВ и от заряда до обнаженной плоскости (л. н. с.) колеблются от 6 до 12 м, чаще составляют 8—10 м.
Используют две схемы минной отбойки:• размещение зарядов на почве выработок;• размещение зарядов в минных карманах.Масса зарядов ВВ  достигает сотен килограммов. Перед взрыванием заряды иногда засыпают забойкой из дробленой породы для увеличения эффекта разрушения массива.
При схеме с минными карманами выработку (штрек или орт) проходят сечением 1,5?1,8 м.  Из нее поперек проходят минные карманы длиной 3 – 5 м и сечением 1,2?1,8 м, в конце карманов устраивают минные колодцы глубиной 0,5 – 1 м, где и размещают заряды ВВ. Руду, полученную в процессе проходки карманов и колодцев, временно размещают (складируют) в минной выработке, а затем, после заряжания, используют для заполнения (забутовки) свободной части карманов. При проходке карманов и колодцев руду обычно перемещают вручную.
Альтернативой этой схеме стала схема без минных карманов, при которой сосредоточенные заряды ВВ размещают в прямолинейных протяженных минных выработках через 5 – 8 м по длине, без закладки этих выработок рудной мелочью. При применении этой схемы резко снижается объем проходки и рудной очистки выработок, но увеличивается почти в 1,5 раза удельный расход ВВ и усиливается разрушающее действие взрыва на окружающие выработки. Для уменьшения последнего недостатка используют опережающую взрывную забутовку, при которой еще до инициирования основных минных зарядов ВВ взрывают несколько шпуров, пробуренных в кровлю и бока минной выработки вблизи соединения ее с подводящими выработками. В результате минная выработка на этом участке пересыпается отбитой мелкораздробленной рудой и забутовывается. Действие взрыва основных минных зарядов на подводящие выработки снижается при этом во много раз.Недостатками минной отбойки являются: неровные контуры при обойке; увеличенные (примерно в 1,5 раза против скважинной отбойки) потери и разубоживание руды; нарушение окружающего массива и частичное разрушение ближайших (подводящих) горных выработок.
В перспективе возможен частичный возврат к минной отбойке при разработке мощных месторождений бедных руд. Положительные результаты получены в Кривом Роге при размещении минных зарядов ВВ в восстающих.
11.Способы выпуска руды из обрушенных блоков. Краткая характеристика способов выпуска.
Существуют следующие способы выпуска руды из обрушенных блоков:
-хаотичный
-поочерёдно - последовательный
-равномерно - последовательный
15.Торцевой выпуск обрушенной руды, основные схемы, достоинства и недостатки.
Торцевой выпуск руды производится непосредственно в выработку, по которой доставляют руду механическим способом – самоходным оборудованием или питателем и конвейером. Применяется при отбойке руды вертикальными или крутонаклонными слоями в зажиме и при обрушении вмещающих пород на отбитую руду.
Торцевой выпуск обычно подэтажный. Каждая из выработок для доставки руды горизонтальная и расположена непосредственно под вынимаемой частью подэтажа или блока. Погашают эту выработку в отступающем порядке по мере отбойки руды над ней, руда поступает в выработку с торца.
Достоинством торцового выпуска является отсутствие выпускных выработок, а значит, резкое сокращение затрат на подготовительно-нарезные работы в блоке. Но при определенных условиях показатели извлечения руды при торцовом выпуске могут оказаться несколько хуже, чем при донном.
Выпуск отбитой руды может происходить в открытом очистном пространстве под прикрытием потолочины или непосредственно под налегающими обрушенными породами. Чтобы руда под действием собственного веса перемещалась к выпускным выработкам, угол наклона стенок очистного блока (лежачего бока) должен быть не менее 50—55° при открытом очистном пространстве и не менее 65—75° — при выпуске под налегающими обрушенными породами. Если угол падения рудных залежей меньше указанных значений, то или устраивают выпускные выработки не только в днище, но и в лежачем боку (на разных уровнях по высоте), или допускают большие потери руды, или подрабатывают пустые породы лежачего бока, вызывая засорение руды.
16.Скреперная доставка руды, достоинства и недостатки.
Скреперные установки являются установками периодического действия и состоят из скреперной лебедки, скрепера, головного и хвостового канатов, концевого и поддерживающих блочков. При работе скрепер совершает периодические возвратно-поступательные движения. К месту погрузки порожний скрепер перемещается с помощью хвостового каната, а в обратном направлении — с помощью головного каната. Скрепер, внедряясь в разрыхленную горную массу, самозагружается и доставляет ее волоком по почве выработки до места разгрузки.
Скреперная доставка руды имеет широкое распространение на подземных рудниках благодаря сравнительной простоте и безотказности работы скреперных установок в самых неблагоприятных условиях. Скреперование производится как по очистному пространству, так и по доставочным выработкам, в которые руда поступает из очистного пространства через выпускные отверстия под действием собственного веса. В последнем случае негабаритные куски породы, вывалившиеся на подошву скреперной выработки, обычно здесь же на месте подвергаются вторичному дроблению накладными зарядами ВВ.
Руду скреперуют в рудоспуски или, если почва доставочных выработок находится на уровне кровли откаточных,— непосред ственно в вагонетки через погрузочные полки. Рудоспуски служат бункерной емкостью и позволяют обеспечить практически независимую работу доставки и транспорта, если вместимость рудоспуска не меньше вместимости состава вагонеток. При безлюковой погрузке через полок скреперование может производиться только при наличии порожняка под погрузкой.
Достоинствами скреперной доставки руды являются: конструктивная простота и небольшая стоимость установок; меньшие затраты на монтаж по сравнению с питателями и конвейерами; простота доставки оборудования на подэтажи (тягальной лебедкой по материальному отделению восстающего); возможность иметь малое (от 1,6X1,8 м) сечение доставочных выработок, в которых может и не требоваться крепление, тогда как выработки большого сечения уже требуют установки крепи; возможность применения при любой крепости и устойчивости, любой мощности залежей, малом запасе руды в блоке и т. п., а также возможность располагать выпускные отверстия по более густой сетке, чем при других способах доставки, вплоть до расстояния между осями отверстий всего 4—5 м, что, естественно, резко улучшает показатели извлечения руды из недр, увеличивая, однако, удельный расход подготовительно-нарезных выработок.
К недостаткам скреперной доставки можно отнести: относительно малую производительность; частое расположение рудоспусков и других пунктов разгрузки скрепера, что увеличивает объем подготовительно-нарезных работ и рассредоточивает транспорт; сравнительно тяжелый и мало престижный труд машиниста скреперной установки.
18. Конструкция выработок для скреперной доставки руды
Конструкция и размеры выпускных выработок и скреперных выработок должны быть такими, чтобы заторы руды при выпуске происходили как можно реже.
Расширение выпускной выработки за пределы “мертвой” зоны ( недоступной для скрепера) не увеличивает активного сечения выработки. По схеме можно определить поперечный размер этого сечения. При ликвидации затора руда прорывается большой массой и располагается под углом около 15º; поэтому сразу после ликвидации затора практически невозможно иметь в штреке достаточный проход для людей. Далее, по мере скреперования, откос руды увеличивается до 45º, при этом надо иметь проход для людей шириной не менее 0,8 м и высотой 1,8 м. Этим и определяется правильное положение козырька.
Величина свободного прохода для руды
b=c·sin45º
c=h-1,8+a-0,8=a+h=2,6, м
b=( h+a )·0,7-1,8, м
где h - высота скреперной выработки, м
a - ширина полосы движения скрепера, м
c – ширина навала руды в скреперной выработке, м
Отсюда видно, что величина активного сечения выпускной выработки возрастает с увеличением ширины (при увеличении ширины скрепер) и высоты скреперного штрека.
19.Доставка руды самоходными погрузочно-доставочными машинами, условия применения этих средств.
Доставкой руды принято называть транспортирование её тем или иным способом от места отбойки до откаточных выработок.
Самоходные ПДМ- автосамосвалы пневмоколёсные самоходныё вагоны. Нагружают их погрузочными или ковшовыми ПДМ, экскаваторами или вибропитателями. Первоначально для отвозки руды из забоя применяли самоходные вагоны. Теперь они используются главным образом при мягких рудах. Со временем их начали вытеснять автосамосвалы.
Автосамосвалы применяют для отвозки рудной массы на расстояние 300-1000 метров до ркдоспусков или других пунктов перегрузки на рельсовый транспорт, но всё чаще их используют как основной вид транспорта на несколько километров.
Самоходные вагоны имеют пневмоколёсный челноковый ход и длинный бункер ёмкостью от 2,5 до 10 мз, оборудованный донным сккреебковым конвейером, который включают при загрузке и при разгрузке. Привод электрический и дизель-электрический.
Преимущества самоходных вагонов:
-челноковый ход
-возможность полного использования ёмкости при загрузке с одного края
-постепенная разгрузка
Недостатки:
-быстрый износ донного конвейера при крепкой руде
-высокий расход электоэнергии при загрузке и разгрузке
-продолжительная разгрузка
-низкая скорость движения
- недостаточная манёвренность
В связи с их достоинствами и недостатками самоходные вагоны применяют главным образом при мягких рудах( и на проходческих работах)
Бульдозеры применяют для доставки руды в расположенные поблизости рудоспуски, а также для вспомогательных целей: зачистки забоев перед бурением, сооружения и обслуживания подземных дорог, сгребания руды в навал для последующей погрузки экскаваторами
20. Самоходные погрузочно-доставочные машины, типы, расчет производительности.
Типы ПДМ
В качестве ПДМ могут использоваться ковшовые колесные погрузчики. Но более распространены специализированные ПДМ. Привод их дизельный, а для легких машин пневматический. Типы машин следующие:
ковшовые ПДМ - перевозят породу в ковше на весу , при необходимости могут погружать ее в автосамосвалы;
бункерные ПДМ – с ковшовым погрузочным органом и аккумулирующим устройством – бункером;
с совмещенным ковшом-бункером – ковш опирается на колеса, машина не может использоваться для погрузки автосамосвалов.
Расчет производительности
Производительность ковшовых ПДМ может быть рассчитана исходя из следующей элементарной зависимости
P=60·Tсм·q·k1·k2/Tц, т/смену
Где: Тсм - продолжительность смены, ч
q – грузоподъемность ПДМ, т
k1 – коэффициент использования машины во времени, равный приблизительно 0,7 или более
k2 – коэф. Снижения производительности из-за выборки и отвозки в неработающий забой негабаритных кусков, составляет 0,9-0,95
Тц – продолжительность цикла, мин
Тц=tдв+tн+tзав+tр, мин
tдв – время движения, мин
tдв=2L/Vср,
Vср – средняя скорость движения, м/мин
L – расстояние доставки, м
tн – время наполнения ковша (мин), определяемое по эмпирической зависимости
tн=25(Bdср)1,5, мин
B/dср – соотношение ширины ковша и среднего диаметра кусков руды
tзав – удельные затраты времени на ликвидацию зависаний, мин/т
tзав=nзав·t*зав
t*зав – время на ликвидацию одного зависания (около 15 мин)
nзав – число зависаний ( меньше единицы), приходящихся на один цикл ПДМ
nзав=q/Q
Q – среднее количество руды, выпущенное в период между зависаниями; выражается эмпирической зависимостью
Q=50·(dсрB)1,5, т/зависание
tр – время разгрузки ковша с учетом маневров у рудоспуска, составляет около 0,5 мин
Тогда Тц=2LVср+25Bdср1,5+q50Bdср1,5·t*зав+tр21.Способы поддержания выработанного пространства при очистных работах.
Поддержание очистного пространства – совокупность мероприятий по предупреждению вредных последствий проявления горного давления в очистных выработках в целях обеспечения безопасности и необходимых условий работы. Поддержание очистного пространства применительно к подземным работам называют управлением горным давлением.
Способы поддержания очистного пространства при очистной выемке разделяются на следующие три класса:I. Естественное поддержание очистного пространства при выемке руды;
II. Обрушение руды и вмещающих пород, т. е. без поддержания очистного пространства при выемке руды;
III. Искусственное поддержание очистного пространства при выемке руды.
Естественное поддержание очистного пространства при выемке руды осуществляется за счет естественной устойчивости окружающих пород и еще не выработанных участков руды – целиков. Горное давление при этом регулируют за счет выбора размеров очистного пространства, расположения и размеров поддерживающих целиков. Для осмотра и оборки кровли в высоких (высотой до 20 м) очистных камерах применяют специальные самоходные полки, часть которых служит и для штангового крепления кровли.
Обрушение руды и вмещающих пород позволяет не оставлять целиков и не применять искусственного поддержания очистного пространства. Обрушение пород на отбитую руду вызывают или обнажением пород на большой площади или взрыванием зарядов ВВ. Руду выпускают из очистного пространства через выработки в основании блока.
Искусственное поддержание очистного пространства при выемки руды осуществляется с помощью закладки или крепления. Поддержание очистного пространства крепью в чистом виде применяют только в маломощных залежах. При большой и средней мощности крепь сама по себе не может выдержать горного давления, поэтому применяется вместе с закладкой. Искусственное поддержание целесообразно тогда, когда другие способы неприемлемы технически или не обеспечивают достаточно полной и чистой выемки руд.
22.Конструкция выработок для донного выпуска руды на горизонтах.
Выпуск руды — это перемещение ее под действием собственного веса непосредственно по очистному пространству. Выпуск руды бывает донным и торцовым.
При донном выпуске в нижней части блока устраивают специальные выпускные выработки (воронки или траншеи), через которые отбитая руда со всей площади очистного блока поступает в доставочные выработки для последующей механизированной доставки руды. На рис. изображены выпускные воронки и выпускные траншеи, пройденные применительно к последующей механизированной доставке скреперными установками.
Воронки при донном выпуске имеют угол наклона стенок около 60° и диаметр поверху 6—12 м. В верхней части воронки взаимно пересекаются, чтобы в них могла поступать руда со всей площади очистного блока. Траншеи имеют в поперечном сечении форму опрокинутой трапеции, в основании которой через 5—8 м по длине траншеи выбиты дучки, соединенные нишами с доставочной выработкой.
Очевидно, что проходка воронок более трудоемка, чем. образование траншей. Траншеи применяют в залежах мощных и средней мощности с устойчивыми рудами, а воронки — при малой мощности залежей или при недостаточно устойчивых рудах.

Рис. 2.10. Выпускные воронки:
1—доставочная выработка; 2—воронка; 3 — дучка с нишей, соединяющая горловину воронки с доставочной выработкой
23.Поддержание выработанного очистного пространства кустовой крепью.
Кустовая крепь— разновидность посадочной крепи очистных выработок, состоящая из отдельных групп стоек (кустов) и предназначенная для управления горным давлением способом полного обрушения кровли. Кустовую крепь применяют в условиях, когда прочность органной крепи оказывается недостаточной. Размещают кусты в одних рядах со стойками призабойной крепи. Куст, включает обычно 4-9 и более деревянных или металлических призабойных стоек, устанавливаемых одна возле другой на расстоянии 100-200 мм. Расстояние между отдельными кустами по падению 2-4 м и более. Извлечение кустов — операция трудновыполнимая. Вследствие создания значительной концентрации напряжений горных пород кустовая крепь вызывает местные нарушения кровли, поэтому используется ограниченно.
24.Поддержание выработанного очистного пространства распорной крепью.
Распорная крепь применяется в маломощных залежах. В пологих залежах распорки называются стойками, ими поддерживают кровлю. Между распоркой и кровлей (а также и почвой, если породы лежачего бока слабые) помещают прокладки из деревянных пластин, досок или обапол. Стойки металлические или деревянные. Металлические выдерживают значительно большую нагрузку и допускают многократную перестановку, бывают жесткими или податливыми.Стойки устанавливают рядами на расстоянии порядка 2 м, достаточном для сообщения и производства работ по очистной выемке.
25.Закладка выработанного пространства, виды закладки, условия применения.
Закладка выработанного пространства — совокупность процессов по заполнению подземного выработанного пространства шахт закладочными материалами. Закладка выработанного пространства применяется для управления горным давлением, снижения потерь полезных ископаемых в недрах, выемки законсервированных охранных целиков, предотвращения подземных пожаров и внезапных выбросов угля и газа, уменьшения деформаций поверхности земли и охраны от разрушения объектов на подрабатываемых территориях, оставления в шахте породы от проходческих работ, повышения безопасности горных работ. В зависимости от порядка выполнения закладочных работ по отношению к очистной выемке различают закладку одновременную и последующую. Одновременную закладку производят по мере отработки камеры или блока горизонтальными слоями. Поверхность закладочного массива используют как платформу для производства работ по отбойке руды и доставке. Последующую закладку производят после отработки очистной камеры. Она служит для создания благоприятных условий при предстоящей отработке целиков, а также для сохранения земной поверхности.
Виды закладки:
Гидравлическая закладкa основана на использовании потока воды для транспортирования по трубопроводам закладочного материала и заполнения им выработок пространства. B сравнении c другими способами закладки выработанного пространства она получила наибольшее распространение в угольной промышленности при любой мощности и углах падения пластов, отрабатываемых наклонными, поперечно- наклонными и горизонтальными слоями, длинными столбами по простиранию и восстанию, камерно-столбовыми и другими системами, a также в горнорудной промышленности при разработке месторождений горизонтальными слоями, камерами и др. гидравлическими закладками.
Пневматическая закладкa основана на использовании энергии сжатого воздуха для перемещения по трубопроводу закладочного материала и заполнения им выработанного пространства. Материалы- главным образом дробленные неабразивные породы с примесью глины до 10-15%.
Tвердеющая закладкa основана на использовании трубопроводного гидравлического и пневматического транспорта твердеющих закладочных смесей и заполнении ими выработанного пространства. Применяется в горнорудной, a также в угольной промышленности для создания искусственных целиков при камерно-столбовых системах и при отработке угольных пластов длинными столбами по простиранию.
Cамотёчная закладкa применяется при отработке крутых и наклонных пластов и залежей по простиранию наклонными слоями, сплошной и камерной системами, a также при щитовой выемке. При самотёчной закладке материал подаётся в выработанное пространство и распределяется в нём под действием гравитационных сил. Уплотнение закладочного массива вначале происходит за счёт кинетической энергии падающих кусков, a в дальнейшем - под действием веса вышележащих слоёв массива и горного давления. Подачу закладочных материалов c поверхности осуществляют в клетях или по скважинам и по рудоспускам; по главным выработкам транспортируют в вагонетках c применением передвижных боковых опрокидывателей для последующей разгрузки или перегрузки материала на участковые ленточные (скребковые) конвейеры. 
Механическая закладка. Закладочный материал распределяется в очистном пространстве с помощью самоходного оборудования, скреперных установок или конвейеров. Обычно механическую закладку производят по мере выемки блока горизонтальными слоями, начиная с нижнего слоя. Можно использовать крупные закладочные материалы.
Конвейерная закладка встречается редко, так как требует частого переноса конвейеров. Применяется на отдельных рудниках при разработке крутых жил мощностью до 2-3 м; конвейеры используются качающиеся секционные.

Приложенные файлы

  • docx 18735074
    Размер файла: 4 MB Загрузок: 0

Добавить комментарий