Проект массового взрыва при отработке залежи "Центральная" Риддер-Сокольного рудника

Аннотация
Дипломный проектна тему «Проект массового взрыва при отработке залежи «Центральная»Риддер-Сокольного рудника» имеет важное значение для работы Риддер-Сокольногорудника.
В диплом проекте освещены основныеаспекты работы рудника: вскрытие месторождения, проветривание горных выработок,добычи и транспортировки горной массы, технология закладочных работ, системаводоотлива, энергоснабжение горных работ. Полностью отображено проведениемассового взрыва, приведены конкретные меры безопасности при его производстве.
В разделе «Безопасность иэкологичность проекта. Требование безопасности» дипломного проекта перечисленыосновные требования по охране труда, представляющие собой систему действующую,на основании соответствующих законодательств и иных нормативных актов, системусоциально-экономических, технических, гигиенических и лечебно-профилактическихмероприятий и средств, обеспечивающих безопасность, сохранение здоровья иработоспособности человека в процессе труда.
В экономической частидипломного проекта предусмотрен выбор сетки разбуривания, типа ВВ, что имеетвесомое значение для снижения себестоимости товарной продукции.

Содержание
Введение
1. Характеристикагеологического строения месторождения
1.1 Риддер-Сокольноеместорождение
1.2 Магматические породы
1.3 Метаморфизм
1.4 Структурно-тектоническиеособенности
1.5 Условия локализациируд
1.6 Генезисместорождения
2. Вскрытие иподготовка месторождения
3. Проветривание горныхпород
3.1 Характеристикасхемы проветривания
3.2 Расчет действующихочистных и проходческих забоев
3.3 Расчет количествавоздуха, необходимого для проветривания горных работ
4. Внутришахтныйтранспорт
4.1 Расчетэлектровозного транспорта
5. Шахтные подъемныеустановки
5.1 Процесс подъемаруды и породы
5.2 Техническиехарактеристики подъемных установок
6. Технологиязакладочных работ
7. Система водоотлива
8. Энергоснабжениегорных работ
8.1 Снабжение сжатымвоздухом
8.2 Снабжениетеплоэнергией
8.3 Снабжениеэлектроэнергией
9. Производствомассового взрыва
9.1 Горно-геологическаяхарактеристика
9.2 Система разработки
9.3 Схема и порядокподготовки к очистной выемке
9.4 Способ отбойки ипараметры буро-взрывных работ
9.5 Очередность отбойкируды
9.6 Компенсационнаякамера
9.7 Способы и средствамеханизации подготовительных, нарезных и очистных работ
9.8 Схема и расчетпроветривания подготовительных, нарезных и очистных работ
9.9 Состояние подземныхвыработок и поверхностных сооружений
9.10 Оповещение людейоб аварии и связь
9.11 Запасные выходы
9.12 Проветриваниерайонов взрыва
9.13 Мероприятия пообеспечению безопасности
9.14 Меры полокализации ударной воздушной волны
9.15 Меры по ограждениюзоны возможных обрушений на поверхности
9.16 Меры пообеспечению проветривания района массового взрыва
9.17 Меры по оцеплениюопасной зоны
9.18 Порядок проверкивыработок, вентиляционных установок, сооружений и перемычек, и отбора пробрудничного воздуха
9.19 Порядок допускалюдей в шахту после производства массового взрыва
9.20 Расчетныепоказатели массового взрыва
9.21 Расчетэлектровзрывной сети при производстве массового взрыва
9.22 Расчет сейсмическиопасной зоны массового взрыва
9.23 Расчет поопределению границ опасной зоны при подготовке массового взрыва
9.24 Проветриваниерайонов взрыва
9.25 Маршруты движенияВГСЧ и пробоотборщиков
10. Безопасность иэкологичность проекта. Требования безопасности
10.1 Краткаяхарактеристика месторождения
10.2 Токсичныевещества, образующиеся при производстве горных работ
10.3 Вредные факторы ипредупреждающие их воздействия мероприятия
10.4 Общиеорганизационные мероприятия
10.5 Техническиемероприятия
10.6 Санитарно-гигиеническиемероприятия
10.7 Противопожарныемероприятия
10.8 План ликвидацииаварий
11. Охрана недр иокружающей среды
12. Экономика иорганизация производства
12.1 Численностьработающих и производительность труда
12.2 Себестоимостьтоварной продукции
12.3 Прибыль ирентабельность производства
12.4 Технико-экономическиепоказатели
12.5 Экономическийэффект
Заключение
Список литературы

Введение
Месторождения Лениногорскогорайона были открыты по следам «чудских» разработок в период наибольшегорасцвета Кабинетского горнозаводского дела на Алтае: в 1784 году – Риддерское,в 1811 году – Крюковское, в 1817 году – Филипповское, в 1820 году – Сокольное.В эти же годы были открыты, опробованы и иногда эксплуатировались другие мелкиерудопроявления, называемые тогда «приисками». Добывались окисленныесвинцово-серебряные и медные руды, велась промывка золота.
С 1900 года право на разведкуи эксплуатацию передано австрийской концессии «Туры-Таксиса», а с 1914 года –английской фирме Л.Уркварта. С 1918 года концессия прекратила существование,рудники были затоплены. С 1925 года началось восстановление и планомерноеосвоение Риддерских месторождений, а с 1930 года интенсивное развитиеСокольного Месторождения.
Под названием«Риддер-Сокольное месторождение» в 1964 году были объединены всетерриториально-смыкающие залежи Риддерского, Сокольного и Филипповскогоместорождений, а также несколько обособленное Крюковское месторождение.
В 1914 году Риддерский рудник,основной рудной базой которого являлась Риддерская залежь, стал называтьсяЛениногорским. 21 декабря 1951 года из Лениногорского рудника выделилсяБыструшинский, в 1958 году переименованный в рудник им.40-летия ВЛКСМ. Воктябре 1952 года из Лениногорского рудника выделилась в самостоятельный цехшахта «Скиповая», которая занималась централизованной подземнойтранспортировкой и выдачей на гора горной массы со всех рудников РСМ. В июле1967 года приказом министра цветной металлургии Каз.ССР шахта «Скиповая» былапереименована в Риддерский рудник.
Разработка Риддер-Сокольногоместорождения до 1994 года производилась тремя рудниками: Лениногорским,Риддерским, им.40-летия ВЛКСМ, с июля 1994 года – ведется двумя:Риддер-Сокольный, им.40-летия ВЛКСМ, а с мая 2001 года – одним рудником:Алтайским, который в 2002 году переименован в Риддер-Сокольный.
С 1934 по 1947 годы основнойсистемой разработки на Сокольном месторождении была камерно-столбовая система спородной закладкой камер и отработкой междукамерных целиков системой слоевогообрушения. Интенсивность отработки была чрезвычайно низкой и составляла около250 т в месяц.
В 1947 году проводилисьопытные работы по применению системы подэтажного обрушения для отработкиотдельных целиков. Однако, данная система распространения не получилавследствие высокой крепости руды, опасности производимых работ и значительныхпотерь и разубоживания руды.
В 1947 – 1948 г.г. были начатыэкспериментальные работы по применению системы этажного принудительногообрушения. В процессе внедрения и освоения системы, совершенствования ееконструктивных элементов, были отработаны оптимальные параметры буровзрывныхработ, достигнута высокая организационная система проведения массовых взрывов.Силами специалистов комбината были созданы новые буровые станки для бурениявзрывных скважин в крепких породах. Это позволило расширить область применениясистемы разработки и значительно улучшить технико-экономические показатели.Применение системы принудительного блокового обрушения позволило к 1960 году всравнении с 1947 годом увеличить уровень добычи руды в 4,3 раза, снизить еесебестоимость в 2 раза, повысить производительность труда рабочего по руднику в4,5 раза, улучшить условия труда, сократить расход леса и других материалов.
К 1964 году верхняя частьСокольного месторождения, представляющая наиболее мощную обогащенную частьминерализованных микрокварцитов, была отработана. Дальнейшая отработка рудныхтел неправильной формы из-за уменьшения активной высоты блоков, привела кувеличению удельных затрат на подготовительно-нарезных работах, конструктивныхпотерь руды в массиве. Это потребовало коренного изменения конструкций днищблоков, методов выпуска и доставки руды.
Одним из перспективныхнаправлений в этом плане явилось внедрение с 1958 года системы подэтажногообрушения с торцевым выпуском руды, позволяющей совместить горизонт доставки ивыпуска, значительно упростить конструкцию системы, ликвидировать подсечку,дучки, воронки. Применение данной системы позволило осуществить технологию скомплексной механизацией и автоматизацией добычных работ с применениемспециальных передвижных виброустройств. Такой тип виброустановки был создангорно-экспериментальным отделом комбината в конце 1963 года.
В 1957 году на Лениногорскомруднике впервые прошла испытания система разработки с доставкой руды силойвзрыва. После отработки этой системой в 1959 – 1961 г.г. ряда панелей, онастала штатной на всех рудниках Риддер-Сокольного месторождения.
С учетом существующихгорно-геологических, горно-технических условий отработки в плановыхнаправлениях развития горных работ на 2010 год удельный вес основных видовприменяемых систем разработки в целом по Риддер-Сокольному месторождениюсоставляет: этажное принудительное обрушение – 16,7%, подэтажное обрушение –50,2%, с закладкой выработанного пространства – 33,1%. Горными работамизадействовано 8 залежей (Центральная, Победа, Перспективная, Белкина,Риддерская, II и IIIЮго-Западная, Быструшинская) и 11 эксплуатационных горизонтов (с 8 по 18).

1. Характеристика геологическогостроения месторождения
 
1.1 Риддер-Сокольноеместорождение
Риддер-Сокольное месторождениерасположено в северной половине средней части Лениногорского грабена.
В основании разреза толщипород залегают метаморфизованные породы ордовика (0), перекрытые осадочнымипородами нижнего и среднего девона.
Нижнедевонская толща (D1) средней мощности 50-80м представленаалевролитами, алевропесчаниками, грубозернистыми песчаниками и гравелитами. Восновании песчано-сланцевой толщи наблюдаются линзы конгломератов и гравелитовмощностью 10-50см, содержащих обломки метаморфических сланцев и кварца розовогоцвета угловатой формы.
В отложениях среднего девона (D2) выделяется четыре свиты: Лениногорская,Крюковская, Ильинская, Сокольная.
Лениногорская свита (D 2е2ln) четко делится на две части: нижнюю- мощностью от 60 до 250м, состоящую из лав и лавобрекчий кварцевых фельзитпорфирови сопровождающих их туфолав, туфов липаритового состава; верхнюю — сложеннуюагломератовыми туффитами (вулканомиктовыми гравелитами) с прослоями алевропелитов.Мощность туффитов 50-300м.
Контакт с налегающейкрюковской свитой не четкий: постепенно убывает количество обломков икремнистый цемент туфов зеленовато-серой окраски переходит в темно-серыеалевропелиты или в серые и светло-серые серицитизированные микрокварциты.
Крюковская свита (D2е2kr)отличается большим разнообразием слагающих пород, сложными фациальнымипереходами между ними, значительной изменчивостью по мощности. В направлении сзапада на восток мощность убывает от 400м в западной и северо-западной частях,до 200-300м — в центральной. В восточной части месторождения мощность осадочныхпород свиты составляет 50-100м. На участке Заводской залежи породы крюковскойсвиты не выделяются.
Породы свиты представленыизвестковистыми, глинистыми, кремнистыми, углисто-кремнистыми,углисто-глинистыми алевропелитами с прослоями песчаников. Выделяется верхнийалевропелитовый горизонт (сланцы висячего блока), светло-серого цвета мощностью0-50м. Ниже залегают кремнистые алевропелиты и микрокварциты — породы вмещающиеоруденение. Микрокварциты резко меняют мощность по падению и простиранию, гдена коротком расстоянии замещаются алевропелитовыми разностями. Наибольшаямощность микрокварцитов (до 350м) в центральной и южной частях месторождения. Вэтих местах располагаются купольные структуры сложенные барит-кварцевымипородами с богатым оруденением.
В породах крюковской свитысогласно залегают игнимбриоподобные кварцевые альбитофиры(серицит-хлорит-кварцевые породы.)
Ильинская свита (D2еfil) сложена пестро-окрашенными(зеленоватого, красноватого, серо-зеленоватого цветов) осадочными породами. Внижней части свиты характерно переслаивание тонких слоев светлых кремнистых итемных глинистых алевропелитов и алевролитов, зеленых мелкозернистыхпесчаников, глинистых алевропесчаников. В средней части свиты распространеныгематитизированные алевролиты характерной вишневой окраски, образующиенебольшие (первые метры) прослои, встречаются органогенные известняки. весьмахарактерно присутствие в составе свиты (в средней или нижней части)своеобразных среднеобломочных туфов смешанного состава. Обломки представленыфельзитами и порфиритами, другими породами и кварцем. Мощность туффитов от 2-3м до 30-40 м.
В верхней части свитынаблюдается переслаивание нормальных осадочных пород; алевропелитов иалевролитов, зеленых вулканомиктовых песчаников и гравелитов. Общая мощностьсвиты меняется в пределах 30-100 м. Наибольшая — на флангах месторождения засчет увеличения мощности залежей порфиритов; наименьшая — в центральном,наиболее приподнятом блоке.
Сокольная свита (D2еfsk) наместорождении завершает девонские отложения. Сложена она известковистымиалевропелитами, аргиллитами с небольшими прослоями и линзамикварц-полевошпатовых песчаников. В нижней половине свиты располагаетсясубвулканическая залежь кварцевых альбитофиров.
1.2 Магматические породы
На месторождении выделеныследующие породы, связанные с магматической деятельностью: кварцевыеальбитофиры; альбитофиры, порфириты плагиоклазовые и авгитовые (в основном миндалекаменнные);диабазы (собственно диабазы и диабазовые порфириты), эксплозивные (эруптивные)брекчии.
Кварцевые альбитофирыраспространены на всей площади месторождения в отложениях сокольной икрюковской свиты. Мощность их в сокольной свите 40-160м. Внутреннее строениекварцевых альбитофиров неоднородное. Выделяются разности флюидально-полосчатые,автобрекчированные, массивные туфовидные и другие.
В Крюковской свите залегаютпластообразные тела игнимбритоподобных кварцевых альбитофиров,(серицит-хлорит-кварцевые), подвергшихся сильному гидротермальному метаморфизму,вплоть до полного замещения (перекристаллизации) агрегатами вторичныхпродуктов. В центральной части месторождения они образуют три пластообразныхтела мощностью до 40-45м и ряд более мелких тел. В восточной частиместорождения (Крюковская залежь) игнимбритоподобные альбитофиры соединяются водну мощную толщу (до 200 м), почти полностью вытесняя из разреза осадочныепороды.
Миндалекаменные плагиоклазовыепорфириты распространены среди отложений ильинской свиты, образуя небольшоймощности (первые десятки метров) согласные пластовые тела.
В Крюковской свите онирасполагаются между Риддерской и Центральной залежами во флексурном перегибе,занимая секущесогласное положение во вмещающих породах, а также выполняяполости сбросов северо-западного направления.
Диабазы и диабазовые порфиритыпредставлены дайками мощностью 0,2-3,0м и протяженностью до 1-3 км,северо-восточного простирания, крутого (70-900) падения. Дайки являютсянаиболее молодыми образованиями на месторождении: они пересекают все породыместорождения и рудные тела.
Эксплозивные (эруптивные)брекчии распространены на всей площади месторождения, но наибольшеераспространение имеют в южной его половине. Образуют тела сложной формы,располагаются преимущественно в тектонических зонах и зонах дробления, нередковыполняя те же трещины, что и кварцево-рудные жилы. В составе обломковпредставлены все породы месторождения, а также обломки гранитов.
1.3  Метаморфизм
Наиболее проявлен в породах ордовика,залегающих в основании разреза, где породы подвергнуты перекристаллизации,смятию до гофрировки, серицитизации, хлоритизации и выглядят каксерицит-хлорит-кварцевые сланцы. Первичный состав их выявляется с трудом.
В породах девонской толщиустановлен, в основном, гидротермальный метаморфизм: серицитизация,карбонатизация, окварцевание.
Серицит и доломит присутствуютпрактически во всех породах: осадочных и вулканогенных. Процесс серицитизациипроисходил как в дорудную стадию, синхронно с накоплением осадков, так и врудную.
Особенно глубокимметаморфизмом охвачены игнимбритоподобные кварцевые альбитофиры(хлорит-серицит-кварцевые породы), где обломки и цемент первичной породыполностью серицитизированы, окремнены. На месторождении наблюдается зональностьгидротермального метаморфизма, соответствующая гипогенной зональности отложенияруд: верхнему горизонту свинцово-цинковых руд сопутствует серицитизация иокварцевание, а нижнему цинково-медному — хлоритизация.
1.4  Структурно-тектоническиеособенности
На Риддер-Сокольномместорождении выделяются две антиклинальные складки север-северо-западногопростирания: Риддер-Сокольная и Крюковская. К северу антиклинали соединяются, апрогиб между ними имеет форму клина. Падение крыльев складок пологое (8-200).Антиклинали выделяются по кровле пород Крюковской свиты.
Пликативные деформации усиливаютсяразрывными нарушениями северо-северо-западного направления, которыеобуславливают горстантиклинальную структуру: Восточный сброс, сброс шх.Николаевской, сброс скв. 50-53, сброс скв. 153-158, Западный, 1-й, 2-й, 3-йБыструшинские сбросы, Юго-Заводской. Все сбросы четко фиксируются на верхних горизонтахпо несогласному залеганию пород (туфов Ильинской свиты, алевропелитов Крюковской).С глубиной четкость их проявления существенно уменьшается вследствие выполаживанияи разветвления в однородных породах.
Сброс скв. 50-53 прослежен напротяжении 3 км и на глубину около 400 м. Располагается он в западном крылеРиддер-Сокольной горст-антиклинали и падение его согласное с падением пород.Угол падения 60-700на верхних горизонтах с глубиной выхолаживаютсядо 40-450, простирание 310-3300. Вертикальное смещение понему примерно 90 м. Сброс выражен в виде одной или нескольких (2-3) трещин илизонами дробления мощностью до 1-2 м. Полости трещин выполнены глинкой трения,местами кальцитом, кварцем белого цвета, часто эти минералы образуют жилу сосложным взаимным прорастанием.
В северной части месторождениясброс разветвляется. Одна из ветвей разделяет Риддерскую и 2 Риддерскую залежи,а вторая с многочисленными трещинами оперения идет по прослоюсерицито-кварцевых пород в лежащем боку Риддерской залежи, что обусловилосекущее контакты серицито-кварцевых пород с микрокварцитами.
Сброс шахты Николаевскойрасполагается в восточном крыле Риддер-Сокольной горст-антиклинали. Попростиранию он прослежен на 1,5 км, амплитуда смещения 12-40 м; падение навосток 60-650, на глубине выполаживается до 400,простирание в северной части 340-3450.
Сброс скв. 153-158 установленпо несогласию в залегании пород в разрезе скважин, определивших его название искважинами 336 и 785. Сброс пересечен на 11 горизонте квершлагом наСеверо-Восточную залежь, где он проявляется зоной дробления и рассланцеваниякремнистых алевропелитов. Азимут простирания 300-3200, падение назапад 50-550. Амплитуда смещения оценивается до 70 м, но достоверныхданных нет.
Сброс Западный, расположенныйв западном крыле 2 Юго-Западной залежи, проявляется несколькимисубпараллельными трещинами, две из них выделяются лучше других. Падение их назапад под углом 50-600, простирание 310-3500. Попростиранию сброс прослежен до 500 м, по падению 300-3500. К сбросуприурочено широкое развитие эксплозивных (эруптивных) брекчий, особенно в южнойчасти. По характеру проявления и минерального выполнения трещин Западный сбросаналогичен сбросу скв. 50-53.
1-й Быструшинский сброс вскрытразведочными выработками на 11,13,14,16 горизонтах и прослежен по простираниюдо 200 м, по падению около 150 м. Азимут простирания 3300, падениена северо-восток 45-500. Полость сброса выполнена глинкой трения иобломками пород. Падение его согласное с крылом очень пологой Быструшинскойантиклинали. Смещение, установленное по несогласию в залегании пород Ильинскойсвиты, достигает 25-30 м. На площади Быструшинской залежи вскрыты еще 2-й и 3-йБыструшинские сбросы северо-западного простирания, падение на северо-восток подуглом 50-400. Амплитуда смещения ориентировочно определена в 10-15м.
Восточный сброс проходит вядре Крюковской антиклинали. Установлен по неувязке пород в разрезе и отмеченпо скважинам пересекшим зону дробления. Простирание сброса северо-западное,падение на северо-восток 60-650.
Вышеперечисленные сбросы неявляются глубинными разломами и если связаны с глубинными структурами, тотолько косвенным образом, поскольку входят как элементы в структуру блоковыхскладок.
На месторождении вскрытытектонические трещины, выполненные миндалекаменными порфиритами, эксплозивными(эруптивными) брекчиями, жильным материалом с сульфидными минералами: (сбросы;Поперечный, шх. Южной, скв. 107). Эти сбросы дорудного заложения и сложнойсистемой трещин вероятно связаны с глубинными каналами. Выделяютсятектонические нарушения субширотного простирания, вмещающие дайки диабазов. Наформирование структур месторождения влияния они не оказывали.
В северной части месторождениеограничивается Северным надвигом. Плоскость сместителя его образуетслабо-волнистую поверхность, падающую в северо-западном направлении под углом 25-400.Нарушение выражено зоной милонитизированных и брекчированных пород и глинкойтрения мощностью 1-4 м. Сбросы северо-западного простирания делятРиддер-Сокольную горст-антиклиналь на блоки: центральный, западный и восточный.
В центральном блоке,ограниченным сбросами шх. Николаевской и скв. 50-53, располагаются залежи:Заводская, Риддерская, Глубокая, Центральная, Победа; в восточном — к востокуот сброса шх. Николаевской — залежи: Новая, Северо-восточная, 2-яСеверо-восточная, Белкина, Перспективная. В западном блоке — к западу от сбросаскв. 50-53 — известны залежи 2-я Риддерская, 1,2,3 Юго-Западные иБыструшинская. В восточном фланге месторождения залегают залежи Крюковская иДальняя.
1.5  Условия локализациируд
Оруденение Риддер-Сокольногоместорождения локализуются на четырех стратиграфических уровнях. Первыйприурочен к верхней части крюковской свиты, на так называемом«критическом» горизонте, в местах широкого развития микрокварцитов,серицитовых кварцитов. Состав руд преимущественно полиметаллический с высокимсодержанием золота и серебра. Ниже по разрезу, на границе Крюковской иЛениногорской свит концентрируется второй уровень оруденения, представленныймедными, медно-цинковыми рудами (залежи Центральная, Риддерская, Победа).
В северной части и всеверо-восточном фланге месторождения скважинами вскрыты руды третьего уровняоруденения, располагающиеся в средней части Лениногорской свиты, на контактетолщи вулканомиктовых гравелитов с лавами липаритовых порфиров и туфогенныхгравелитов. Здесь по составу преобладает существенно цинковый тип оруденения,выделяются также медные, медно-цинковые, свинцово-цинковые руды.
Четвертый уровень оруденениярасполагается в песчано-сланцевой толще нижнего девона и на контакте ее спородами лениногорской свиты и в породах метаморфической толщи. Тип оруденения,в основном, прожилковый, реже вкрапленный, гнездовый. По составу выделяютсяследующие разновидности: полиметаллические, медно-цинковые, свинцово-цинковые.Форма рудных тел сложная условно пластообразная.
Все месторождение состоит изкомбинации генетически различных типов оруденения в разнотипных структурах,представляющих сочетание согласных и секущих форм. Характер локализации рудуказывает на то, что отложение их происходило в закрытых тектоническихструктурах. Наиболее развиты межпластовые нарушения и отслоения, сетчатые исубпараллельные системы трещин и комбинированные формы. В особый генетическийтип выделяются гидротермально-осадочные руды в алевропелитах.
Межпластовые нарушения иотслоения проявлены на всей площади месторождения на границе микрокварцитов ипокрывающих их алевропелитов крюковской свиты, «критический горизонт»по Н.Н. Куреку. В этом горизонте сконцентрирована большая часть руд свинцово-цинковогосостава. Широко развиты здесь кварц-баритовые, барит-кварцевые породы,образующие купола и пластовые залежи.
На площади Риддерской залежи вэтом структурном горизонте залегает тело массивных полиметаллических руд,окаймленное доломитовыми серицитолитами. Сетчатые жильные системы развиты вслоистых хрупких микрокварцитах с прослоями серицитизированных разностей.Пространственное положение жил в этой структуре разнообразно: крутопадающие,почти перпендикулярные к слоистости микрокварцитов; согласные с ней и секущиепод различными углами и азимутами направлений. Наибольшее развитие эти системыполучили под кварц-баритовыми куполами с постепенным переходом от одних кдругим.
Субпараллельные жильныесистемы тесно связаны с сетчатыми, сменяя их по мере удаления на глубину. Научастке Центральной залежи, на горизонте медно-цинкового оруденения, этажильная система имеет самостоятельное развитие.
В целом на месторождении всеописанные структурные системы взаимосвязаны и комбинация их определяет в целоммедузообразную форму крупных рудных тел.
На месторождении вскрыт иизучен своеобразный генетический и структурный тип оруденения — слоистые руды валевропелитах крюковской свиты. Располагаются они на участке 2-й Риддерскойзалежи. Слои полиметаллической руды залегают согласно со слоистостьюалевропелитов, переслаиваясь с ними. Мощность рудных слоев от первых метров досантиметров. Генетически эти руды являются гидротермально-осадочнымисинхронными с осадконакоплением. Мощность рудоносного горизонта достигает 20 м.
Описанные рудовмещающих системвыявлены и изучены в горных выработках первого и второго уровня оруденения.
Оруденение третьего ичетвертого горизонта вскрыто скважинами. Рудные тела, содержащие запасы руды иметаллов, залегают субсогласно с вмещающими породами в зонах повышенногорассланцевания. Внутреннее строение их сложное, представленноегнездово-штокверковыми зонами, в которых разноориентированные рудные прожилки,гнезда и вкрапленность сгущаются до промышленной концентрации. Поэтому формарудных тел и структурные типы являются условными.
1.6  Генезис месторождения
Взгляды на генезисместорождения изложены в многочисленных работах и сводятся в основном к двумположениям.
Одна группа исследователей –П.П. Буров, Н.Н. Курек (1939г.), К.Ф. Ермолаев (1957г.) и другие, с небольшимивариантами связывают образование руд месторождения с дериватами Змеиногорскогоинтрузивного комплекса – кварцевыми альбитофирами.
Вторая группа – Вейц Б.И.,Левоник (1945г.), Щерба Г.Н. (1968г.), Покровская И.В., Ковриго О.А. (1970г.),Чепрасов Б.Л. (1972г.) и другие, образование руд увязывает с очагами девонскоговулканизма. Этой точки зрения в настоящее время придерживается большинствогеологов.
По имеющимся даннымместорождение сформировалось в три этапа, разделенных на ряд стадий.
Отложение девонских пород врайоне началось в результате вулканических извержений центрального и трещинноготипов; накапливались лавы, лавобрекчии туфов и туффитов в морских условиях.Каледонское основание, разбитое на отдельные блоки, неравномерно погружалось.Смещение отдельных блоков по субмеридиональным разломам обусловило появлениеконседиментационных флексурных изгибов, неравномерное накопление осадков,подводные оползни, размыв отложений и т.д. В начале Крюковского времени вцентральной части месторождения формируется мощная толща кремнистых пород, квостоку и югу она фационально замещается кислыми эффузивами, на западе –алевропелитами, на севере развивается островное сооружение. Отложениекремнистых осадков завершается формированием двух блоков Центрального иЗападного. На северо-западном фланге в понижениях ложа накапливаютсятемно-серые, богатые органическим веществом алевропелиты и слоистыегидротермально-осадочные руды (2-я Риддерская залежь). Накопление слоистых рудсвязано с поступлением металлоносных растворов из вулканического очаганепосредственно на дно моря в илистые осадки, где вследствии коагуляцииобразовались обогащенные сульфидами слойки. Отложению сульфидов способствовалащелочная, слабо восстановительная среда морской воды и повышенное количествоорганики.
Затухание вулканическойдеятельности совпадает с последующим погружением участка, что фиксируетсяшироким распространением алевропелитов, которые перекрывают микрокварциты ивулканогенные породы Крюковской подсвиты. Под толщей алевропелитов продолжалициркулировать рудоносные растворы и отлагались руды в полостях отслоения.
В Ильинское время деятельностьвулканов характеризуется продуктами среднего состава, сложившиеся структуры непретерпевают каких-либо изменений. Туфы, туффиты Ильинской подсвиты отлагалисьв водной среде в спокойной обстановке, о чем свидетельствуют выдержанные слоиотложений, вулканогенные отложения ильинского времени перекрываются однороднымиизвестковистыми алевропелитами Сокольной свиты, в верхах которой встречаютсяпрослои лавобрекчий, песчаников, что говорит о возобновлении вулканизма,сопровождающегося колебаниями дна моря.
К началу живета вулканическаядеятельность усиливается, осадки становятся в основном вулканогенными. Сживетским вулканизмом связано возникновение тектонических движений. Тектониканосит унаследованный характер, продолжают развиваться конседиментационныеструктуры, заложенные в эйффеле.
Возникшие движения по древнимтектоническим швам обусловили разрывные деформации, трещины скола и растяжения.Развитие разрывных нарушений вызвали поступление рудоносных растворов.
В приоткрывшихся трещинахотлагаются медные руды, затем медно-цинковые руды. В жестких структурах трещиныпроникают в верхние горизонты, что приводит к смешиванию глубинных и богатыхкислородом поверхностных вод; это обусловило начало новой баритополиметаллическойстадии.
После формирования медных и баритополиметаллическихруд наступил период покоя и перерыв в рудоотложении. Последовавшие новыетектонические импульсы сопровождались внедрением своеобразных эруптивныхбрекчий. С этими импульсами связано поступление щелочных, богатых калием имагнием гидротерм, которые вызвали растворение и переотложение рудногоматериала. Образовались богатые фенгитом сульфидно-серицитоввые руды. Послесульфидно-серицитовой стадии на месторождении отмечается незначительноепереотложение сульфидов в виде редких и мелких прожилков и гнезд в позднихкварцевых жилах и внедрение диабазовых даек.
Наличие на месторожденииседиментных полиметаллических руд позволяет отнести начало их отложения кэйфелю. Завершение процессов рудоотложения, внедрение брекчий условно можетбыть датировано карбоном, с учетом определения абсолютного возраста (255-265млн. лет) по серицитолитам, формирование которых завершалось в третьем этапе.Согласно данным по изотопному составу свинца (Шилов и др. 1971г.) из руд ивмещающих пород месторождения можно говорить о тождественности источника длявсех этапов. Этим источником может быть глубинный очаг вулканизма, чтоподтверждается низкими значениями коэффициента вариации изотопных отношений(0,15-0,30).
Таким образом, основныеособенности оруденения Риддер-Сокольного месторождения свидетельствуют о егополигенном и полихромном характере.

2. Вскрытие и подготовкаместорождения
К Риддер-Сокольному рудникуотносятся действующие стволы шахт «Новая», «Скиповая-1», «Скиповая-2»,«Андреевская», «Белкина-1», «Белкина-2», шахта №3, «Южная», «Быструшинская»,«Слепая-Быструшинская», «Вентиляционная», «Соколок», штольня «Риддерская», шурф«Северный».
Ствол шх. «Новая» — круглогосечения, диаметр в свету 5,5 м, пройден до 18 горизонта, служит для спуска-подъемалюдей, материалов, выдачи медно-цинковой руды и породы, подачи свежего воздуха.На весь срок эксплуатации месторождения остается с теми же функциями.
Ствол шх. «Скиповая-1» — прямоугольного сечения, пройден до 18 горизонта, служит для выдачи свинцово-цинковыхруд. После проведенной в 1999 году реконструкции армировки остается с теми жефункциями до начала добычи на Долинном или Ново-Лениногорском месторождении.
Ствол шх. «Скиповая-2» — круглого сечения, диметр в свету 7,5 м, пройден до 20 горизонта. В связи состановкой строительства рудовыдачного комплекса из-за отсутствия средств, доначала добычи на Долинном или Ново-Лениногорском месторождении используется каквоздухоподающий (44 м3/сек) для проветривания околоствольныхвыработок шахт «Новая» и «Скиповая-1».
Ствол шх. «Андреевская» — прямоугольного сечения, пройден до 11 горизонта, служит для спуска-подъемалюдей, материалов, подачи свежего воздуха (58 м3/сек) на Центральнуюзалежь (8-9-10 горизонты). После отработки запасов верхних горизонтов и передачифункций по подаче свежего воздуха шх. «Белкина-1» погашается.
Ствол шх. «Белкина-1» — круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 16 горизонта и служит дляподачи свежего воздуха. Для обеспечения подачи необходимого количества свежеговоздуха до 250 м3/сек на горные работы необходимо выполнитьстроительство вентиляторной установки с вентилятором ВЦД-31,5М2 и калориферной,провести реконструкцию здания подъемных машин.
Ствол шх. «Белкина-2» — круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, служит для выдачи загрязненноговоздуха в количестве 92,4 м3/сек. После реконструкции вентиляторнойустановки (замена вентилятора ВУПД-2,8 на ВЦД-31,5М2) используется для выдачизагрязненного воздуха взамен шахты №3 и «Вентиляционная».
Ствол шахты №3 – круглогосечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 13 горизонта, служит для выдачизагрязненного воздуха. После начала отработки охранного целика погашается.
Ствол шх. «Южная» — круглого сечения,диаметр в свету 4,5 м, пройден до 13 горизонта. В связи с возможным нарушениемстволов шахты №3 и шх. «Вентиляционная» при отработке запасов охранного целикашх. «Южная» становится воздуховыдающим стволом. Для этого необходимостроительство здания подъемных машин для бадьевого подъема и зданиявентиляторной установки под ГВУ-ВЦД-31,5М2.
Ствол шх. «Быструшинская» — круглого сечения, диаметр в свету 5,5 м, пройден до 16 горизонта. Служит дляспуска-подъема людей, материалов, подачи свежего воздуха. После реконструкциинадшахтного здания и строительства вентиляторной установки с калорифернойстановится основным воздухоподающим стволом (до 145 м3/сек) нанижние горизонты Быструшинской, II Юго-Западной, III Юго-Западной залежей и юга Быструшинской залежи.
Ствол шх.«Слепая-Буструшинская» — круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден с 15до 18 горизонта. Оборудован клетьевым подъемом, служит для спуска-подъемалюдей, материалов на нижние горизонты, выдачи руды и породы на 15 горизонт,подачи свежего воздуха от шх. «Быструшинская» на нижние горизонты.
Ствол шх. «Вентиляционная» — круглогосечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 13 горизонта, служит для выдачиотработанного воздуха. При отработке запасов с охранного целика шахты №3системами с обрушением погашается в верхней части (выше 10 горизонта). Функциивоздуховыдающей передаются на шх. «Южная» и шх. «Белкина-2».
Ствол шх. «Соколок» — круглогосечения, диаметр в свету 5,5 м, пройден до 18 горизонта. Предназначался попроекту реконструкции для подачи свежего воздуха вентилятором ВОД-30. В связи сотсутствием финансирования строительство остановлено. За сет естественной тягипо стволу в настоящее время подается до 20 м3сек свежего воздуха нанижние горизонты Быструшинской залежи.
Штольня «Риддерская» — сечение10,8 м2, пройдена с уровня горизонта штолен на северный склон сопки «Риддерская»,является нейтральной, законсервирована.
Шурф «Северный» — круглогосечения, диаметр в свету 6,0 м, служит для выдачи загрязненного воздуха сгорных работ верхних горизонтов в количестве 545 м3/сек, функциисохраняются на весь период отработки залежей Центральная, Риддерская,Заводская.
Проектом «Реконструкциярудников Риддер-Сокольного месторождения», в соответствии с которым велосьстроительство и эксплуатация рудников, предусматривалась максимальнаяпроизводительность по добыче руды объемом 2850 тыс. т в год. Для выхода напроектную производительность предлагалось выполнить реконструкцию схемывскрытия месторождения с целью обеспечения горных работ свежим воздухом.
Проектом предусматриваласьдополнительно проходка стволов шахт «Скиповая-2», «Соколок»,«Вентиляционная-2», штольни «Риддерская» и установка вентиляторов главногопроветривания на стволах шахт «Белкина-1», «Быструшинская», «Скиповая-1»,«Соколок», «Вентиляционная-2», штольня «Риддерская» с переводом проветриваниясо всасывающего на нагнетательно-всасывающий способ.
Строительство объектов попроекту продолжалось до начала девяностых годов и остановлено в связи с тяжелымфинансовым положением предприятия.
В настоящее время оптимальнаяпроизводительность рудника Риддер-Сокольного месторождения составляет 2200 тыс.т руды в год. Планируется вывести рудник с 2012г. на 2600 тыс.т руды в год и до2016г. выйти на 4000тыс.т руды в год.
Это значительно увеличиваеткапитальные вложения, но в связи с увеличением цен на металлы в настоящеевремя, рудник все равно остается рентабельным.

3. Проветривание горныхработ
 
3.1 Характеристика схемыпроветривания
На Риддер-Сокольном рудникеприменяется всасывающий способ проветривания.
По мере увеличения глубиныразработки, расширения воронок обрушения и площадей аэродинамических связей споверхностью, проветривание горных работ постоянно осложняется.
В этой ситуации наблюдается,что при полной загрузке и даже перегрузке отдельных воздуховыдающим стволовшахт (например, скорость движения воздуха по стволу шх. «Вентиляционная»достигает 17 м/сек), воздухоподающие стволы недогружены (по шх. «Быструшинская»подается 90¸100м3/сек при скорости 4,5¸5,0 м/сек).
Это объясняется тем, что череззоны обрушения и карьер на подземные горные работы поступает до 150 м3/секвоздуха с поверхности в виде притечек. В зимний период, особенно за счетсобственной тяги, в подземные выработки поступает холодный воздух, изменяянаправления вентиляционных струй и нарушая общий режим проветривания очистныхработ.
Принимая меры при существующемвсасывающем способе проветривания улучшения режимов вентиляции не дают, т.к. наглавные вентиляционные установки ложится дополнительная нагрузка по выдачевоздуха, поступающего из обрушений, затрудняя забор отработанного воздуха сгорных работ.
По рекомендациинаучно-исследовательских институтов и практическому опыту других рудниковкоренное улучшение проветривания горных работ в этих условиях может бытьдостигнуто только при переводе рудника на нагнетательно-всасывающий способпроветривания.
Поэтому, учитываяперспективное развитие горных работ в бортах и под дном Андреевского карьера,на залежах «Победа», «Перспективная», «Белкина» и II-яЮго-Западная с применением систем с обрушением, а также переход основныхобъемов добычи по рудникам на нижние (13¸18) горизонты, в ТЭО рассмотрены вариантынагнетательно-всасывающего способа проветривания Риддер-Сокольногоместорождения, как наиболее соответствующего конкретным условиям.
При рассмотрении вариантовсхемы и способа проветривания учтены следующие технические условия:
–  техническоесостояние действующих главных вентиляционных установок на стволах шахт«Белкина-2», №3, «Вентиляционная»;
–  необходимостьотработки балансовых запасов в охранном целике шх. №3 и шх. «Вентиляционная» с2012 года, и как следствие этого, демонтаж установленных на этих стволахглавных вентиляционных установок до 2012 года;
–  предельнаявозможность подачи свежего воздуха на проветривание горных работ на залежах«Быструшинская», южный фланг Быструшинской залежи, IIЮго-Западная, III Юго-Западная на нижние 14-18горизонты только через шх. «Быструшинская» в объеме 150 м3/сек прискорости воздуха по стволу 7,5 м/сек;
–  перемещениеосновного фронта очистных работ на нижние (14-16-18) горизонты в труднопроветриваемые районы залежей «Победа», «Быструшинская», Южный флангБыструшинской залежи при существующей схеме вентиляции и всасывающем способепроветривания;
–  техническоесостояние вентиляторных установок, морально и физически изношенных, требующихбезусловной замены.
В результатетехнико-экономической оценки вышеперечисленных
факторов наиболее приемлемымпо капитальным затратам и обеспечению горных работ необходимым объемом воздухадля проветривания является вариант эксплуатации стволов шх. «Быструшинская»,шх. «Белкина-1» как воздухоподающих с монтажом на них главных вентиляционныхустановок и стволов шх. «Белкина-2», шх. «Южная» как воздухоподающих также смонтажом главных вентиляционных установок.
По этому варианту дляобеспечения подачи в горные выработки свежего воздуха в объеме 526,0 м3/сек,обеспечивающего проветривание плановых объемов горных работ – 376,0 м3/секи подпор притечек с поверхности – 150 м3/сек необходимо до 2011года:
–  насуществующих воздухоподающих стволах шахт «Быструшинская», «Белкина-1»установить нагнетательные вентиляторные установки (типа ВЦД-31,5М2) скалорифкрными установками;
–  на шх.«Белкина-2» для выдачи большего количества воздуха, по сравнению с нынешним, смонтироватьновую вентиляторную установку (типа ВЦД-31,5М2) взамен вентилятора ВУПД-2,8,как технически устаревшего (эксплуатируется более 35 лет). Это позволит довестиобъем выдачи отработанного воздуха до 160¸180 м3/сек и создать депрессию до450¸500 ммводн.столба;
–  на шх.«Южная» выполнить строительство выдающей главной вентиляционной установки длявыдачи отработанного воздуха в количестве 160¸200м3/сек;
–  в случаеразвития горных работ на нижних горизонтах Риддерской, Заводской залежей дляотвода загрязненного воздуха использовать штольню «Риддерская» с установкойвентилятора ВОД-21, взамен шурфа «Северный»;
–  приотработке запасов охранного целика шахт №3 и «Вентиляционная» исключитьуказанные стволы из схемы проветривания;
–  шх.«Андреевская», по которой осуществляется подача свежего воздуха на верхниегоризонты. В настоящее время устанавливается вентилятор главного проветриванияВОД-30М.
–  шахты«Соколок», «Скиповая-1», «Скиповая-2» особого значения для схемы проветриванияне имеют в связи с их нейтральным расположением. Необходимость использованияшх. «Соколок» в подаче больших объемов свежего воздуха (до 180¸190 м3/сек)может возникнуть при доразведке северного фланга Быструшинской залежи на 14¸18 горизонтах, хотявозможно проветривание этого района со стороны шх. «Быструшинская». Но этопотребует строительства главной вентиляционной установки на шх. «Соколок»,взамен шх. Быструшинская».Схема вентиляции рудника Риддер-Сокольногоместорождения приведена на рис.1.
Сводный расчет распределениявоздуха по руднику Риддер-Сокольного месторождения на расчетный 2010 годприведен в таблице 1:
Таблица 1 – Сводный расчетраспределения воздуха по руднику на 2010 годВид работы
Количество
забоев
шт
Количество
воздуха
м3/сек Очистная добыча, скреперование 20,0 46,0 Бурение взрывных скважин 17, 35,7
Итого на очистных
с учетом К=1,5 (утечки на блоках) 37,0
81,7
123,0 Горизонтальные забои (ГПР+НР) 10,3 21,0 Вертикальные забои (ГПР+НР) 15,0 30,0 Забои по ГКР 1,4 5,5 Забои по промразведке 0,7 2,2 Забои по эксплоразведке 2,3 5,5 Поддерживаемые выработки 69,3 Камера спец.назначения 29,7
Всего
с учетом К=1,2 (много гориз.)
с учетом К=1,087 (утечка устья)
286,2
343,4
373,3 Притечки с поверхности 150,0 Объем подачи воздуха при нагнетательно-всасывающем способе проветривания 523,3 Удельный расход воздуха на 100т.т добычи
373,3 = 21,3
1750,0 Удельный расход воздуха на 100т.т добычи с учетом притечек
523,3 = 29,9
1750,0

Суммарная депрессия по ветвямприведена в таблице 2:
Таблица 2 – Сводная таблицасуммарной депрессии по ветвям№ схемы
Наименование участка,
ветви
Объем воздуха
м3/сек
Суммарная
депрессия
Па подача выдача при К=1,0 с учетом К=1,2 1 шх. Быструшинская – 16 гор. – ЮФБЗ – 13 гор. – вент.восст. 15/28 13 гор. – 11 гор. – вент.восст. 0/18 – 10 гор. – шх. Белкина-2 146 161 7670 9200 1а шх. Быструшинская – 16 гор. – ЮФБЗ – вент.восст. 15/28 (вент.восст. 12/23) 13 гор. – 11 гор. – вент.восст. 0/18 – 10 гор. – шх. Белкина-2 146 161 7680 9210 2 шх. Быструшинская – 16 гор. – шх. Слепая-Быструшинская – 18 гор. – Быструшинская залежь – вент.восст. 16/23 16 гор. – сб.вент.канал 16 гор. – накл.съезд 16 гор. – вент.восст. 1/12 – 14 гор. – вент.восст. 9/24 – 13 гор. (Победа) – шх. Белкина-2 146 161 7570 9100 3
шх. Белкина-1 – 13 гор. – вент.восст. 8/5 (4/5) 13 гор. (14 гор.) – 15 гор. – II ЮЗЗ – штр.12 – 14 гор. Орт 02 на юг 14 гор. – вент.восст. 15/2 (III ЮЗЗ) – 13 гор. – вен.восст. 3с/28 (Победа) – 12 гор. – шх. Южная 204 165 7930 9515 3а
шх. Белкина-1 – тот же маршрут, но через штр. 0 гор. 14 через сборный вент.выработки сечением 5,6 м2 – 14 гор. – шх. Южная 204 165 9020 10820 3б
тот же маршрут, но сечение сборных вент.каналов по 14 гор. увеличено до 7,0м2 204 165 7824 9390 4 шх. Новая – 15 гор. – зал. Победа – 14 гор. – шх. Южная 106 165 1760 2120 5 шх. Соколок – 16 гор. – ЮБФЗ – 13 гор. – вент.восст. 15/28 (12/23) 13 гор. – 11 гор. – вент.восст. 0/18 – 10 гор. – шх. Белкина-2 186 161 8020 9630 5а шх. Соколок – 16 гор. – тот же маршрут, но с перераспределением воздуха на 17 и 18 гор. – шх. Белкина-2 186 161 7350 8820 5б
шх. Соколок – 16 гор. – III ЮЗЗ – вент.восст. 3с/28 13 гор. – 12 гор. – шх. Южная 186 165 4885 5860 5в шх. Соколок – 16 гор. – СФБЗ – сборный вент.орт 13 СФБЗ – накл.съезд 16 гор. – вент.восст. 1/12 16 гор. – 14 гор. – вент.ход.восст. 9/24 – 13 гор. – шх. Белкина-2 186 161 7150 8580 № схемы
Наименование участка,
ветви
Объем воздуха
м3/сек
Суммарная
депрессия
Па подача выдача при К=1,0 с учетом К=1,2 5г
шх. Соколок – 16 гор. СФБЗ – сборный вент.орт. 13 СФБЗ – вент.восст. 10/13а 16 гор. – 14 гор. – орт 5 14 гор. – орт 02 на юг по 14 гор. – квершлаг шх. Южная 14 гор. – шх. Южная 186 165 6640 7970 5д
Шх. Белкина-1 – 16 гор. – СФБЗ – вент.восст. 10/13а 16 гор. – 14 гор. – накл.съезд – шх. Южная 204 165 7400 8880 6 Шх. Быструшинская – 15 гор. – шх. Слепая-Быструшинская 16 гор. – 16 гор. – орт 20 – СФБЗ – сборный вент.орт 13 СФБЗ 16 гор. – шх. Южная (по квершлагу 14 гор.) 146 165 6014 7220 /> /> /> /> /> /> /> />
Примечание: для обеспечениялучшего проветривания горных работ на 17, 18 горизонты Быструшинской залежи и II Юго-Западной залежи в связи с дальнейшим понижением горныхработ и смещением больших объемов добычи на нижние горизонты этих залежейнеобходимо пройти сбойку орта 13 до вент.восст. 16/18 по 17 горизонту длиной80м х 8,0 = 640м3.
3.2 Расчет количествадействующих очистных и проходческих забоев (по плану на 2010 год)
Производим расчет количествадействующих и проходческих забоев:
Система подэтажных штреков(камерная система) с обрушением.
Годовые показатели: Добыча посистеме, т.т. – 1160
в т.ч. попутная, т.т. – 148
очистная, т.т. – 1012
Горно-подготовительные, п.м. – 3008
S=4,625м2м3 – 13912
в т.ч. горизонтальн. п.м./м3– 2415/11173
вертикальные п.м./м3– 593/2742
Нарезные работы, п.м. – 8113
S=4,625м2м3 – 37525
в.т.ч. горизонтальн. п.м./м3– 4497/20800
вертикальные п.м./м3– 3616/16725
Расчетное количество выемочныхединиц:
N = Q/N = 7 (1)
где Q = 1160 т.т. – годовая добыча руды по руднику даннойсистемой;
N = 165 т.т – расчетная годовая производительность выемочнойединицей по системе.
N = 1160/165 = 7
Расчетное количествоскреперных выработок для обеспечения
сменной производительностирудника по очистной добыче:
N=1012000/(80,2*3*305)=11,9(2)
где 862 т.т. – годовая добычаруды по руднику из очистных работ по системе;
80,2 т/м3 – сменнаяпроизводительность скреперной лебедки 55ЛС-2С при скреперовании на 50м при даннойсистеме;
3 см – количество рабочих сменв сутки;
305 дн – количество рабочихдней в году.
Расчетное количество буровыхзабоев на очистных работах (бурение скважин):
N=1012000/(8,0*11,9*3*305)=10(3)
где 862 т.т. – годовая добычаруды по руднику из очистных работ по системе;
8,0 т/п.м. – выход руды с 1п.м. скважин;
11,9 п.м./см – норма выработкина бурение скважин станком ЛПС-3М;
3 см – количество рабочих сменв сутки;
305 дн – количество рабочихдней в году.
Расчетное количество забоевпри проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:
N=(11173+20800)/(4,625*105*12)=5,5(4)
где (11173+20800) м3– годовые объемы горизонтальных выработок от (ГПР+НР);
4,625 м2 – среднеесечение горизонтальных выработок;
105 м/мес – нормативнаяскорость проходки;
12 мес – количество месяцев вгоду.
Расчетное количество забоевпри проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:
N=(2742+16725)/(4,2*45*12)=8,6(5)
где (2742+16725) м3– годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);
4,2 м3 – среднеесечение вертикальных выработок;
45 м/мес – нормативнаяскорость проходки;
12 мес – количество месяцев вгоду.
Система отработки – камеры сзакладкой.
Годовые показатели: Добыча посистеме, т.т. – 647,5
в т.ч. попутная, т.т. – 63,3
очистная, т.т. – 584,2
Горно-подготовительные, п.м. –3905
S=4,625м2м3 – 18060
в т.ч. горизонтальн. п.м./м3– 2803/12964
вертикальные п.м./м3– 1102/5096
Нарезные работы, п.м. – 3177
S=4,625м2м3 – 14695
в.т.ч. горизонтальн. п.м./м3– 1804/8343
вертикальные п.м./м3– 1373/6352
Расчетное количество выемочныхединиц:
N=647,5/71,8=9 (1)
где 647,5 т.т. – годоваядобыча по руднику данной системой;
71,8 т.т. – расчетная годоваяпроизводительность выемочной единицы по системе.
Расчетное количествоскреперных выработок для обеспечения сменной производительности рудника поочистной добыче:
N=584200/(100*3*305)=6,5(2)

где 584,2 т.т. – годоваядобыча руды по руднику из очистных работ по системе;
100 т/м3 – сменнаяпроизводительность скреперной лебедки 55ЛС-2С при скреперовании на 50м приданной системе;
3 см – количество рабочих сменв сутки;
305 дн – количество рабочихдней в году.
Расчетное количество буровыхзабоев на очистных работах (бурение скважин):
N=584200/(10,0*12,0*3*305)=5,4(3)
где 584,2 т.т. – годоваядобыча руды по руднику из очистных работ по системе;
10,0 т/п.м. – выход руды с 1п.м. скважин;
12,0 п.м./см – норма выработкина бурение скважин станком ЛПС-3М;
3 см – количество рабочих сменв сутки;
305 дн – количество рабочихдней в году.
Расчетное количество забоевпри проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:
N=(12964+8343)/(4,625*105*12)=3,6(4)
где (12964+8343) м3– годовые объемы горизонтальных выработок от(ГПР+НР);
4,625 м2 – среднеесечение горизонтальных выработок;
105 м/мес – нормативнаяскорость проходки;
12 мес – количество месяцев вгоду.
Расчетное количество забоевпри проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:

N=(5096+6352)/(4,2*45*12)=5,1(5)
где (5096+6352) м3– годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);
4,2 м3 – среднеесечение вертикальных выработок;
45 м/мес – нормативнаяскорость проходки;
12 мес – количество месяцев вгоду.
Система этажного обрушения.
Годовые показатели: Добыча посистеме, т.т. –192,5
в т.ч. попутная, т.т. – 18,9
очистная, т.т. – 173,6
Горно-подготовительные, п.м. –1087
S=4,625м2м3 – 5028
в т.ч. горизонтальн. п.м./м3– 865/4000
вертикальные п.м./м3– 222/1028
Нарезные работы, п.м. – 1033
S=4,625м2м3 – 4780
в.т.ч. горизонтальн. п.м./м3– 607/2809
вертикальные п.м./м3– 426/1971
Расчетное количество выемочныхединиц:
N=192,5/320,8=1 (1)
где 192,5 т.т. – годоваядобыча по руднику данной системой;
320,8 т.т. – расчетная годоваяпроизводительность выемочной единицы по системе.
Расчетное количествоскреперных выработок для обеспечения сменной производительности рудника поочистной добыче:
N=173600/(123,4*3*305)=1,6(2)
где 173,2 т.т. – годоваядобыча руды по руднику из очистных работ по системе;
123,4 т/м3 –сменная производительность скреперной лебедки 55ЛС-2С при скреперовании на 50мпри данной системе;
3 см – количество рабочих сменв сутки;
305 дн – количество рабочихдней в году.
Расчетное количество буровыхзабоев на очистных работах (бурение скважин):
N=173600/(10,0*11,9*3*305)=1,6(3)
где 173,2 т.т. – годоваядобыча руды по руднику из очистных работ по системе;
10,0 т/п.м. – выход руды с 1п.м. скважин;
11,9 п.м./см – норма выработкина бурение скважин станком ЛПС-3М;
3 см – количество рабочих сменв сутки;
305 дн – количество рабочихдней в году.
Расчетное количество забоевпри проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:
N=(4000+2809)/(4,625*105*12)=1,2(4)
где (4000+2809) м3– годовые объемы горизонтальных выработок от (ГПР+НР);
4,625 м2 – среднеесечение горизонтальных выработок;
105 м/мес – нормативнаяскорость проходки;
12 мес – количество месяцев вгоду.
Расчетное количество забоевпри проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:
N=(1028+1971)/(4,2*45*12)=1,3(5)
где (1028+1971) м3– годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);
4,2 м3 – среднеесечение вертикальных выработок;
45 м/мес – нормативнаяскорость проходки;
12 мес – количество месяцев вгоду.
Расчетное количество забоевпри проходке горизонтальных выработок от ГКР, промразведки и эксплоразведки:
N = V/(SвVnn)(6)
NГКР=10120/(8,43*70*12)=1,4
Nпр.раз-ки=5000/(8,33*70*12)=0,7
Nэкс.раз-ки=11900/(4,15*105*12)=2,3
где V = 10120 м3, 5000 м3, 11900 м3– годовые объемы ГКР, промразведки и эксплоразведки соответственно;
Sв = 8,43 м2; 8,33 м2; 4,15 м2– сечение выработок;
Vn = 70м/мес, 105 м/мес – нормативная скорость ГКР,промразведки и эксплоразведки;
n = 12– количество месяцев в году.

3.3 Расчет количествавоздуха, необходимого для проветривания горных работ
Количество воздуха,необходимое для проветривания горных работ рудника.
Расчет производится последующим факторам:
– по наибольшему числу людей, одновременно находящихся в шахте,
– по газам, образующимся при взрывных работах,
– по минимально допустимым скоростям движения воздуха.
Формулы, применяемые длярасчета количества воздуха:
По наибольшему числу людей:
Q=N*g (м3/сек) (7)
где N– наибольшее число людей;
g –норма свежего воздуха на одного человека.
По газам, образующимся привзрывных работах (очистные работы, системы слоевого обрушения и забой-лава):
Q=(3,4/t)*ÖAbV (м3/сек)(8)
где А – количествоодновременно взрываемого ВВ (кг);
b –газовость применяемого ВВ (л/кг);
V –проветриваемый объем очистного забоя (м3);
t –время проветривания (сек).
По газам, образующимся привзрывных работах (очистные работы):
Q=(2,32/Kтt)*ÖAbVk (м3/сек) (9)
где Кт –коэффициент турбулентных диффузий;
Vk– проветриваемый объем очистного забоя (м3).
По газам, образующимся привзрывных работах (проходка горизонтальных выработок):
Q=(2,25/t)*ÖAКобвDS2L2/Кут(м3/сек) (10)
где S– площадь поперечного сечения выработки (м2);
L –длина тупиковой части выработки (м);
Кобв – коэффициент,учитывающий обводненность выработки;
Кут – коэффициент,учитывающий потери воздуха в трубопроводе.
По газам, образующимся при взрывныхработах (проходка восстающих):
/>Q=(0,3К1К2/t)*ÖAНbS/КутС (м3/сек)(11)
где К1 –коэффициент, учитывающий высоту восстающего;
К2 – коэффициент,учитывающий способ проветривания;
Н – высота восстающего (м);
С – допустимая концентрацияядовитых газов (%);
По минимально допустимымскоростям движения воздуха:
Q=vS (м3/сек) (12)
где v– минимально допустимая скорость движения воздуха.
Расчет количества воздуха,необходимого для проветривания горных работ по плану на 2010 год приведен втаблице 3:

4. Внутришахтный транспорт
Риддер-Сокольное месторождениевскрыто 12 вертикальными стволами на глубину 460,8 м (до уровня 18 горизонта),по горизонтали – откаточными квершлагами, ортами (штреками) на основных ипромежуточных горизонтах, а так же серией вертикальных и горизонтальныхвентиляционных выработок, обеспечивающих проветривание всех эксплуатируемыхзалежей. Всего отработка ведется на 11 залежах и 11 эксплуатационныхгоризонтах. Транспортировка руды и породы осуществляется по 3 концентрационнымгоризонтам (11, 13,16) электровозами К-10, К-14 в вагонах ВГ-4,5 и ВГ-2,2. попромежуточным горизонтам транспортировка руды и породы осуществляется в вагонахУВБ-2,5 и ВГ-2,2.
В соответствии с годовымпланом по добычи руды вывозка руды составляет 1800000т/г.
Расстояние от пунктовразгрузки до пунктов погрузки при движении в порожняковом направлении:
L1п= Lk+Lп (13)
L2п= Lk+Lш-Lsn+Lв1+Ls (14)
L3п= Lk+Lш+Lв1-Lsn+Lв2+Ls (15)
L4п= Lk+Lш+Lв1-Lsn+Lв2+Lв3+Ls (16)
где Lk=1000м– длина квершлага;
Ln=600м– расстояние от квершлага до погрузочного пункта №1;
Lш=750м– длина штрека;
Lsn=55м– расстояние между полевыми ортами;
Lв1– длина первого блока;
Lв2=Lв3 – длина второго и третьего блоков;
Ls=10м – расстояние от полевого орта до рудничной залежи.

L1п= 1000+600 = 1600м
L2п= 1000+750-55+70+10 = 1775м
L3п= 1000+750-55+70+75+10 = 1850м
L4п= 1000+750-55+70+75+75+10 = 1925м
Расстояние от пунктов погрузкидо пунктов разгрузки при движении в груженом направлении:
L1г= Lk+Lп (17)
L2г= m+Ls+Lв1+Lш+Lk (18)
L3г= m+Ls+Lв1+Lв2+Lш+Lk (19)
L4г= m+Ls+Lв1+Lв2+Lв3+Lш+Lk (20)
где m=35м– мощность рудного тела.
L1г= 1000+600 = 1600м
L2г= 35+10+70+750+1000 = 1865м
L3г= 35+10+70+75+750+1000 = 1940м
L4г= 35+10+70+75+75+750+1000 = 2015м
Расстояние транспортированияпри движении в порожняковом направлении:
 
n n
Lп = åAiLin/åAi(21)
i=1i=1
Lп= (1152*16000+1152*1775+1152*1850+1152*1925)/(4*1152)= 1787,5м
Расстояние транспортирования придвижении в грузовом направлении:

n n
Lг = åAiLiА/åAi (22)
i=1i=1
Lг= (1152*16000+1152*1865+1152*1940+1152*2015)/(4*1152)= 1855м
Средневзвешенная длинаоткатки:
L = (Lп+Lг)/2 (23)
L =(1787,5+1855)/2 = 1821м
Исходя из производительностирудника и средневзвешенной длины откатки принимаем вагон ВГ-4,5 с глухим неопрокидным кузовом и контактный электровоз К-14М.
ВГ-4,5:
Вместительность – 4,5 м3
Колея – 755 м
Длина по буферам – 4100 м
Ширина – 1350 м
Высота – 1550 м
Масса тары – 4,2 т
К-14М:
Сцепная масса – 14 т
Напряжение – 275 В
Количество двигателей – 2
Мощность двигателей – 46 кВт
Число секций – 1

4.1  Расчет электровозноготранспорта
Фактическая грузоподъемностьпринятого вагона:
G = VYKн (24)
где Y– насыпная плотность руды.
G =4,5*2,8*0,95 = 12т
Фактическое сопротивлениедвижению груженого и порожнякового состава:
Wг= 10,5G-1/3 (25)
Wп= 10,2G0-1/3 (26)
где G0– масса тары вагона.
Wг= 10,5*12-1/3 = 4,6н/кН
Wп= 10,2*4,2-1/3 = 6,3н/кН
Масса груженого поезда:
Qг = Pcцnc((1000gj/(1000(1+jn)j0+(1,5Wг+i)g)-1) (27)
где nc=1– число секций электровоза;
j=0,15 – коэффициент сцепления без подсыпки песка;
jn=0,075– коэффициент инерции вращающихся масс поезда;
j0= 0,04м/с2 – ускорение при начале движения поезда;
i = 3%– уклон пути.

Qг= 14*1((1000*9,8*0,15/(1000(1+0,075)*0,04+(1,5*4,6+3)9,8)-1)= 109,2т
Количество вагонов в составе:
n = Qг/(G+G0)(28)
n =109,2/(12+4,2) = 7 вагонов
Уточненная масса груженогосостава:
Qг= n(G0+G) (29)
Qг= 7(4,2+12) = 113т
Уточненная масса порожнегосостава:
Qп= nG0(30)
Qп= 7*4,2 = 29,4т
Полезная масса поезда:
Q = nG (31)
Q = 7*12= 84т
Сила тяги на один двигатель впериод установившегося движения груженого и порожнего составов:
Fг = (g/ngnc)(Pcnc+Qг)(Wг-i) (32)
Fп = (g/ngnc)(Pcnc+Qп)(Wп-i) (33)
Fг= (9,8/2*1)(14*1+113)(4,6-3) = 998,8Н
Fп= (9,8/2*1)(14*1+29,4)(6,3-3) = 1977,7Н

Скорость груженого поезда:
Vг= 177N/(Fг+0,807Vr) (34)
где N– мощность двигателя (кВт),
Vr– скорость движения электровоза при часовом режиме (м/с).
Vг= 177*46/(998+0,807*3,23) = 9,2м/с
Скорость порожнего поезда:
Vп= 177N/(Fп+0,807Vr) (35)
Vп= 177*46/(1977,7+0,807*3,23) = 6,7м/с
Тормозная сила электровоза примеханических тормозах:
Вт = 1000gPсцj (36)
Вт = 1000*9,8*14*0,15= 24696Н
Удельная тормозная силагруженого и порожнего поездов:
Втг = Вт/(Рсц+Qг) (37)
Втп = Вт/(Рсц+Qп) (38)
Втг =24696/(14+113) = 193,8Н/т
Втп =24696/(14+29,4) = 569Н/т
Тормозное замедление груженогои порожнего поездов;
jтг = (Втг+g(Wг-i)/(1000(1+jn)) (39)
jтп = (Втп+g(Wп-i)/(1000(1+jn)) (40)
jтг= (193,8+9,8(4,6-3))/(1000(1+0,075) = 0,19м/с2
jтп= (569+9,8(6,3-3))/(1000(1+0,075) = 0,6м/с2
Допустимая по торможениюскорость груженого и порожнего поездов:
Vтг= jтг(Öt02+(2Lт/jтг)-t0) (41)
Vтп= jтп(Öt02+(2Lт/jтп)-t0) (42)
где t0= 3 – предтормозное время,
Lт= 40м – тормозной путь по ЕПБ.
/>Vтг= 0,19(Ö32+(2*40/0,12)-3)= 2,8 м/с
/>Vтг= 0,6(Ö32+(2*40/0,38)-3)= 4,5 м/с
Из полученныхзначений скорости по силе тяги и торможению принимается наименьшее:
V`г= Vтг = 2,8 м/с
V`п= Vтп = 4,5 м/с
Продолжительность рейса при L>1000м.
Средняя ходовая скоростьгруженого и порожнего поездов:
Vхг= 0,75V`г (43)
Vхп= 0,75V`п (44)
Vхг= 0,75*2,8 = 2,1 м/с
Vхп= 0,75*4,5 = 3,4 м/с
Продолжительность движениягруженого и порожнего поездов:

Тг = L/60Vхг(45)
Тп = L/60Vхп(46)
Тг = 1821/60*2,1= 14,5 мин
Тп = 1821/60*3,4= 8,9 мин
Продолжительность движения втечении рейса:
Тдв = Тг+Тп(47)
Тдв = 14,5+8,9 =23,4 мин
Время погрузки состава:
tп= t`пn (48)
где t`п– время погрузки одного вагона, t`п = 2мин(ВГ-4,5).
t`п= 2*7 = 14 мин
Время разгрузки состава:
tр= t`рn/Z (49)
где t`р– время разгрузки,
Z –число одновременно разгружаемых вагонов.
Для разгрузки принимаетсяопрокидыватель.
tр= 0,83*7/2 = 2,9 мин
Полная продолжительностьрейса:
Тр = Тдв+tп+tр+q (50)

где q = 13мин – продолжительность маневра за 1рейс.
Тр = 2,34+14+2,9+13= 55,3 мин
Проверка двигателей на нагреваниепри движении груженого и порожнего поездов:
Аэ = (JpQL)/K (51)
Аэ = (6*84*1,821)/1,25= 734,2 т км/смену
Расчетная сменнаяпроизводительность электровоза:
А`э = (1,2*1640*1,821)/6= 597,3 т км/смену
Расчетный коэффициентиспользования электровоза за смену:
Кисп = 32/6*6= 0,9
Инвентарное количество вагоновдля перевозки руды и породы:
Nв= Квn(Nэ+Кд)(52)
Nв= 1,25*7(6+0,0) = 53
Разгрузка вагонов ввагоноопрокидывателях. На руднике преимущественно применяются круговые(роторные) вагоноопрокидыватели.
Каждый круговойвагоноопрокидыватель состоит из металлической клети механизма вращения,механизма для зацепления вагона и устройства для перекатывания вагона поплатформе.
Привод механизма вращения ввагоноопрокидывателях фрикционный.
Разгрузка вагонов ввагоноопрокидывателе осуществляется с помощью пульта управления, находящегося вкамере и дистанционного управления с подвижного состава.
Длина участка с дистанционнымуправлением рассчитана на двойную длину состава (груженого и порожнего).
Разгрузка вагоновосуществляется в строгом соответствии с «Инструкцией для машинистов электровозапо безопасным методам работы на вагоноопрокидывателях с дистанционнымуправлением» №58/02.
Разгрузка вагонов собводненной горной массой производится по специальной организации работ,составленной и утвержденной в установленном порядке.
На 13 16 горизонтахустановлены вагоноопрокидыватели типа ОК-1-4 для вагонов емкостью 4,5 м3, на 11 горизонте – ОК-2,2 для вагонов емкостью 2,2 м3.
На промежуточных горизонтахразгрузка вагонов УВБ-2,5 с боковым откидным бортом осуществляетсяразгрузочными устройствами с боковым захватом колес и цилиндротолкателем. Наразгрузочных устройствах так же применяется и дистанционное управление сподвижного состава.

5. Шахтные подъемныеустановки
 
5.1 Процесс подъема руды ипороды
Подъем руды и породы, а так жеразгрузку ее в бункер «сырой руды» на Риддер-Сокольном руднике обеспечиваетучасток внутришахтного вертикального транспорта (№10) по стволам шахт «Новая» и«Скиповая». Процесс выдачи руды на поверхность в бункер «сырой руды» включает всебя следующие этапы:
– погрузка руды (породы) в скипы,
– подъем руды (породы) на поверхность,
– загрузка скипов в приемный бункер «сырой руды»
Погрузку руды (породы) в скипывыполняют дозаторщики скиповых подъемов в соответствии с рабочей инструкцией иинструкцией РГОК «По охране туда для машинистов подъемных установок».
Подъем руды (породы) наповерхность выполняет дежурный машинист подъемной установки шх. «Скиповая» (шх.«Новая») в соответствии с рабочей инструкцией и инструкцией РГОК «По охранетруда для машинистов подъемных установок».
Разгрузку скипов в приемныйбункер «сырой руды» выполняет дежурный машинист подъемной установки совместно сдозаторщиком в соответствии с рабочими инструкциями.
Шахтные подъемные установкиявляются одним из важнейших звеньев всего технологического комплекса приподземной разработке месторождений полезных ископаемых. Подъемные установкипредназначены для транспортирования по шахтному стволу руды и породы,материалов, оборудования, а также для спуска и подъема людей, осмотра и ремонташахтного ствола.
Основными требованиями,предъявляемыми к подъемным установкам, являются обеспечение требуемойпроизводительности, безопасность и экономичность работы.
В комплекс подъемной установкивходят следующие элементы:
–  подъемнаямашина, состоящая из органов навивки подъемных канатов (барабанов), редуктора,приводного электродвигателя, аппаратуры управления и защиты;
–  надшахтныйкопер, на котором установлены копровые шкивы и устройства разгрузки подъемныхсосудов;
–  подъемныеканаты, на которых подвешены подъемные сосуды;
–  подъемныесосуды – клети или скипы, в которых транспортируются грузы;
–  загрузочныеи разгрузочные устройства.
Перед пуском в работуподъемная машина должна быть проверена. Проверке подлежат:
–  состояниезагрузочных устройств;
–  состояниешахтного ствола, его армировки, крепи, проводников;
–  состояниескипов;
–  состояниеразгрузочных устройств;
–  состояниеосновных узлов подъемной машины, цепей управления и сигнализации.
Перечень работ и периодичностьпроведения проверок регламентируются «Правилами промышленной безопасности приразработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемыхподземным способом» и графиками проведения планово-предупредительных ремонтов(ППР).
Согласно графика ППРпроводятся следующие работы:
–  ежесменно– проверка подъемной машины машинистом подъемной установки в объеме, указанномрабочей инструкцией;
–  ежесуточно– проверка состояния ствола, надшахтного копра, копровых шкивов, подъемныхканатов, скипов, загрузочных и разгрузочных устройств;
–  еженедельно– смазка канатов;
–  1 раз в 15дней – проверка состояния подъемной установки комиссией в составе главногомеханика рудника и механика участка;
–  ежемесячно– проверка подъемной установки комиссией в составе главного инженера рудника,главного механика, главного энергетика и механика участка;
–  2 раза вгод – ревизия и наладка подъемной установки специализированной ремонтно-наладочнойбригадой
По общей схеме комплекса, руда(порода) из опрокидывателя попадает в капитальный рудоспуск, из которого подвум загрузочным рукавам (для каждого скипа) поступает в мерные ящики, откуданепосредственно загружается в скипы. Загруженный скип поднимается наповерхность подъемной машиной. При подходе скипа к разгрузочным кривым отклоняющийролик входит в них и происходит опрокидывание кузова скипа (открываниесекторного затвора скипа). Руда (порода) по погрузочному рукаву поступает вбункер. По окончании загрузки и отправлении второго скипа первый скип начинаетопускаться и отклоняющий ролик, двигаясь по разгрузочным кривым, возвращаеткузов скипа (секторный затвор скипа) в исходное положение. Загрузка одного изскипов в шахте и разгрузка другого на поверхности происходят одновременно.
Контроль процесса выдачи рудына поверхность ведется при помощи автоматического устройства. Особенностьюработы этого устройства является нечувствительность к подъему пустого скипа.Благодаря наличию «обнуления» счетчиков есть возможность контроля выдачи рудыза различные промежутки времени (час, смена, сутки) и сравнение с плановымипоказателями.

5.2 Техническиехарактеристики подъемных установок
Подъемная установка шх.«Скиповая» Ц-2х5х2,3 эксплуатируется с 1951 года. Максимальная скорость подъема– 8,2 м/сек. Оснащена двумя скипами V=7,5 м3,максимальный полезный вес в скипе 13,3 т. Высота подъема – 502 м.
Подъемная установка шх.«Новая» (грузовая) ЦР-4х3,2/06 эксплуатируется с 1979 года, максимальнаяскорость подъема – 6,4 м/сек. Оснащена двумя скипами V=4,8м3, максимальный полезный вес в скипе 8,5 т. Высота подъема – 473 м.
Подъемная установка шх.«Новая» (клетьевая) ЦР-5х3/06 эксплуатируется с 1987 года, максимальнаяскорость подъема – 7,4 м/сек. Оснащена противовесом и клетью 22Н13-31,максимальный вес расчетного груза в вагоне ВГ-2,2 – 3,6 т. Высота подъема – 500м.
Подъемная установка шх.«Андреевская» ПМ-24 эксплуатируется с 1942 года, максимальная скорость подъема– 3,14 м/сек. Оснащена противовесом и клетью ТК-5, максимальный полезный вес вклети 1600 т. Высота подъема – 180 м. Осуществляет спуск-подъем людей иматериалов.
Подъемная установка шх.«Белкина-2» 2БМ-3000/1520 эксплуатируется с 1962 года, максимальная скоростьподъема – 4,46 м/сек. Оснащена скипом V=2,5 м3 смаксимальным полезным весом в скипе 3200 кг и клетью ТК-5 с максимальнымполезным весом в клети 1300 кг. Высота подъема – 401 м. Осуществляетспуск-подъем людей и материалов.
Подъемная установка шх.«Быструшинская» ШПМ2х4х1,7 эксплуатируется с 1954 года, максимальная скоростьподъема – 6,3 м/сек. Оснащена противовесом и клетью ТК-5, максимальный полезныйвес в клети 2720 кг. Высота подъема – 384 м. Осуществляет спуск-подъем людей иматериалов.
Подъемная установка шх.«Быструшинская-Слепая» 2х3х1,5 эксплуатируется с 1977 года, максимальнаяскорость подъема – 5,8 м/сек. Оснащена противовесом и клетью 21НВ-31,максимальный полезный вес в клети 3660 кг. Высота подъема – 150 м. Осуществляетспуск-подъем людей и материалов.

6. Технология закладочныхработ
На руднике применяютсяследующие виды закладки выработанного пространства:
– твердеющая на основе вяжущего портландцемента,
– гидравлическая,
– породная.
В качестве инертногозаполнителя при твердеющей и гидрозакладке
используются текущие хвостыобогатительной фабрики в пульпообразном виде. Портландцемент доставляется сцементных заводов до центрального склада цемента на промплощадке РСМ (6емкостей по 400т) в вагонах-хопперах и со склада транспортируется дозакладочных комплексов (БЗК) рудника автоцементовозами. Расход цемента на 1 м3закладочной смеси в зависимости от нормативной прочности искусственного массиваварьируется в диапазоне 100¸200кг/м3.
Существующая технологическаясхема закладочного комплекса Риддер-Сокольного рудника выглядит следующимобразом. Текущие хвосты отбираются из безнапорного объединенного хвостопроводаобогатительной фабрики через патрубки, оборудованные шланговыми затворами ичерез последние поступают в зумпф грунтовых насосов ГРТ-400-4. Насосы (2 шт)подают хвостовую пульпу на две батареи гидроциклонов ГЦ-500 (по 4 шт на каждыйнасос). Слив гидроциклонов самотеком возвращается в хвостопровод фабрики. Пескигидроциклонов поступают в специальный зумпф, в который по дополнительному патрубкусо шланговым затвором подается исходная хвостовая пульпа из хвостопровода.Объединенная пульпа из зумпфа грунтовым насосом ГРТ-400-4 по трубопроводудиаметром 219 мм перекачивается на расстояние до 1 км на закладочный комплексрудника. На закладочном комплексе пульпа из трубопровода поступает на батареюгидроциклонов ГЦ-500 (4 шт), где обезвоживается до требуемой плотности. Сливгидроциклонов в зумпф специальным насосом ГРТ-400-4 возвращается потрубопроводу обратки в хвостопровод обогатительной фабрики. Пески гидроциклоновсамотеком подаются в турбулентный смеситель, где перемешиваются с цементом.Доставленный автоцементовозом цемент сжатым воздухом перекачивается в дваприемных бункера цемента по 100т и затем подается в расходный бункер цементавместимостью 20 т. Цемент дозируется в процессе приготовления смеси дозаторомцемента шлюзового типа (СБ-71) с регулируемым эл.приводом. готовая закладочнаясмесь после турбулентного смесителя поступает в закладочную скважину и потрубопроводу диаметром 150 мм транспортируется к месту закладки.Производительность БЗК зависит от качества текущих хвостов обогатительнойфабрики и находится в диапазоне 50¸60 м3/час. Плотность пульпы песковгидроциклонов составляет порядка 1800кг/м3, плотность исходнойпульпы из хвостопровода составляет 1130¸1180 кг/м3. Содержание крупныхчастиц (кл+74мкм) в исходной пульпе находится на уровне 30%, а в пескахгидроциклонов, направляемых в закладку доходит до 70¸80%, т.е. в технологии приготовлениятекущих хвостов для закладки происходит не только их сгущение от содержаниятвердого от 13% до 70% по массе, но и выделение крупного класса материала дляиспользования его в закладке.
В связи с тем, что в закладкупреимущественно используется крупная составляющая хвостов обогащения и с учетомтого, что для намыва дамбы хвостохранилища обогатительной фабрики такжетребуется крупный материал в значительных объемах, в летнее время в периоднамыва дамбы хвостохранилища отбор хвостов на закладку приходится прекращать иостанавливать БЗК на период до 4 месяцев.
Для обеспечения возможностиработы БЗК в период намыва дамбы хвостохранилища был разработан проект,который предусматривает подачу гипсовой пульпы установки нейтрализации сернойкислоты в схему отбора и подготовки текущих хвостов на закладочный комплексрудника, а также возврат гипсовой пульпы со сливом гидроциклонов на установкунейтрализации серной кислоты и далее на шламонакопитель в Крюковский карьер.
Для выполнения технологическихданных закладочный комплекс рудника оборудован приборами автоматического учетарасхода компонентов закладочной смеси – дозаторами цемента, плотномерами,расходомерами.

7. Система водоотлива
Общий водоприток в горныевыработки месторождения составляет 2500¸2800 м3/час.
Водоотливной комплекс включаетв себя 5 насосных станций, расположенных на 18, 16, 13, 11 и штольневомгоризонтах у ствола шх. «Новая».
В настоящее время в насосной18 горизонта установлено 3 насоса ЦНС-180/126, вода из насосной подается вводосборники 16 горизонта в объеме 80¸100 м3/час.
В насосной 16 горизонтаустановлено 5 насосов ЦН-600/380, вода в объеме 550¸600 м3/час перекачивается вштольневую насосную на поверхности.
В насосной 13 горизонтаустановлено 5 насосов ЦН-900/310, вода в объеме 650¸700 м3/час перекачивается вштольневую насосную на поверхности.
В насосной 11 горизонтаустановлено 5 насосов ЦН-1000/180, вода в объеме 900¸1000 м3/час, как условночистая, перекачивается на поверхность.
В штольневой насоснойустановлено 3 насоса 1Д1250, вода в объеме 1150¸1300 м3/час перекачивается наочистные сооружения.    
Схема общешахтного водоотливаРиддер-Сокольного месторождения приведена на рис.2.

8. Энергоснабжение горныхработ
 
8.1 Снабжение сжатымвоздухом
Площадка Риддер-Сокольногоместорождения обеспечивается сжатым воздухом от компрессорной №1 ЦЗО(Центральная заводская ограда) и компрессорной №2 Быструшинской площадкирудника.
В компрессорной станции №1установлено пять компрессоров типа 4ВМ-10/120-9 производительностью 124,5 м3/минкаждый, два компрессора 2ВГ производительностью 100 м3/мин каждый,два компрессора 55В производительностью 100 м3/мин каждый.
В компрессорной станции №2Быструшинской площадки РСР установлено три компрессора 4ВМ-10/120-9производительностью 124,5 м3/мин каждый, два компрессора 5Г-100/6производительностью 100 м3/мин каждый.
В подземный выработки сжатыйвоздух подается по трубопроводам, проложенным в стволах:
– шх. «Новая» – один трубопровод диаметром 377 мм,
– шх. «Андреевская» – два трубопровода диаметром 233 мм до 9-го горизонта,а от 9-го горизонта до 11-го горизонта – один трубопровод диаметром 273 мм,
– шх. «Быструшинская» – один трубопровод диаметром 273 мм.
Магистральная сеть всехкомпрессорных закольцована.
Схема воздухоснабжения рудникаРиддер-Сокольного месторождения на приведена рис.3.
Снабжение промышленной водой.Водоснабжение горных работ осуществляется от поверхностныххозяйственно-питьевых водопроводов по трубопроводам промышленной водыБыструшинской плотины, Верхне-Хариузовского водозабора и насосного водозаборареки Быструха:
– в стволе шх. «Андреевская» проложен трубопровод диаметром 159 мм отпромпровода диаметром 325 мм,
– в стволе шх. «Новая» проложен трубопровод диаметром 159 мм отхозпитьевого водопровода диаметром 530 мм,
– в стволе шх. «Быструшинская» проложен трубопровод диаметром 159 мм отнасосного водозабора на реке Быструха, где установлены три насоса типаА320-50УХЛ4.
На 16 горизонте трубопроводызакольцованы.
8.2 Снабжение теплоэнергией
На площадку ЦЗО теплоэнергияподается от Риддерской ТЭЦ.
8.3 Снабжение электроэнергией
Питание площадки ЦЗОосуществляется по линии ЛЭП-110кВ №№ 112, 117, 145, 146 и ЛЭП-35кВ №№ 40, 41,37, 39. Головные подстанции ГПП-1, п/ст Таловская, п/ст Рафинации, п/ст №2,п/ст Белкина-2, п/ст Быструшинская находятся на балансе комплекса, все внешниесети обслуживает районная энергетическая компания «ВК РЭК».
Основными поверхностнымипотребителями электроэнергии являются:
– шахтный подъем («Скиповая», «Новая», «Андреевская», «Быструшинская»,«Белкина-2»),
– вентиляторные установки (вентиляционный шурф, «Белкина-2», шахта №3,«Вентиляционная»)
– компрессорные,
– калориферные,
– объекты водоснабжения,
– очистные сооружения шахтных вод,
– вспомогательные службы,
– БЗК.
Основными подземнымипотребителями электроэнергии являются:
– насосы главного водоотлива,
– вентиляторы (подпорные и местного проветривания),
– дробильные и рудовыдочные комплексы шх. «Новая» и «Скиповая»,
– механизмы горных работ,
– электровозный транспорт,
– освещение.
Все технологические нагрузки вотношении обеспечения надежности электроснабжения разделяются по категориям.
Потребители 1 категории:насосы главного водоотлива, вентиляторные установки, объекты водоснабжения,подъемные установки.
Потребители 3 категории:объекты вспомогательного назначения.
Остальные потребителиотносятся ко 2 категории.

9. Производство массового взрыва
 
9.1 Горно-геологическаяхарактеристика
Район массового взрыва в блока1 расположен в центральной части Центральной залежи между 2с и 3в линиямиортов, 13 и 14а линиями штреков и между отметками +500 ¸ 560м.
Район работ блок 1 сложенмикрокварцитами, серицит-глинистыми сланцами, серицит-хлорит-кварцевымипородами.
Микрокварциты серого цветамассивные плитчатые (Ð= 5¸15о),устойчивые, коэффициент крепости по шкале профессора Протодьяконова
f = 12¸14.
Серицит-глинистые сланцычерного цвета, неустойчивые (коэффициент f = 5¸6), распространены ввиде отдельных линз и прослоев мощностью 2¸22м.
Серицит-хлорит-кварцевыепороды серо-зеленого цвета от средней устойчивости (f =8¸10) донеустойчивых (f = 5¸6).
В кровле блока 1 находятсяранее отработанные блока 3/4, 4, 8, у которых воронка вышла на поверхность.
Гидрогеологические условияявляются нормальными, в горных выработках местами наблюдается незначительныйкапеж воды.
Взрываемые объемы руды иметаллов приведены в паспорте блока.
9.2 Система разработки
Проектом предусматриваетсясистема разработки – подэтажное обрушение. Отбойка запасов руды панелиосуществляется глубокими скважинными зарядами. Днище панели принято типовое:скреперные выработки, выпускные ниши, дучки, буровые камеры. Выпуск отбитойруды – донный, самотечный через дучки в днище камеры. Доставка руды скреперная.
Система предусматриваетдвухстадийную отработку запасов. В первую очередь отрабатывается рудакомпенсационных камер, во вторую очередь на компенсационные камеры производитсяотбойка запасов временных циклов. При этом выпуск руды осуществляется подобрушенными породами.
Средняя высота блока – 55м.
Глубина от поверхности доднища блока – 363м.
Площадь обнажения потолочины –1121м2.
Рудный массив блока 1 разбуренстанками ЛПС-3У. Разбуривание веерное, диаметр скважин – 130мм, сеткаразбуривания 2,9 х 3,0м. Взрывные скважины находятся в удовлетворительномсостоянии и соответствуют паспорту разбуривания.
 
9.3 Схема и порядокподготовки к очистной выемке
Подготовка блока 1 Центральнойзалежи к очистной добыче производится следующим образом:
С кровли штрека 13 14горизонта ведут проходку скреперного орта 2. из скреперного орта 2 проходятвентиляционный штрек для сбойки со скреперным ортом 1 панели 24. Затем изсоединительного орта панели 24 Центральной залежи ведут проходку скреперногоорта 1, который сбивают с вентиляционным штреком 1.
После подключения скреперныхортов 1 и 2 к общешахтной схеме проветривания приступают к проходке нарезныхвыработок. Проходят ниши, дучки и сбивают их буровыми камерами. После проходкибуровых камер осуществляют проходку просечек и отрезных восстающих. Из буровойкамеры 11 панели 24 ведут проходку просечки 5 и отрезного восстающего 5, атакже расширяют ходовую сбойку буровой камеры 11 панели 24 под буровую камеру издесь же проходят буровую камеру 9.
Из орта 3 13 горизонтапроходят буровую камеру 13, просечку 7, отрезной восстающий 8 и буровую камеру14.
Скреперный штрек 4 панели 20расширяют под просечку 6 и проходят буровые камеры 12, 16.
С почвы орта 3 13 горизонтапроходят буровую камеру 11 и аналогично со штрека 14 13 горизонта проходятбуровую камеру 15.
Со скреперного штрека 14панели 17 ведут проходку буровой камеры 10 и рядом с ходовым восстающим 3панели 24 проходят нишу ходового восстающего и затем осуществляют проходкуходового восстающего до сбойки с лебедочным штреком блока 4. На уровне Z=545,5 м из ходового восстающего проходят буровую камеру 17.
Из вентиляционного восстающего14 13 горизонта на уровне Z=541,5 м осуществляютпроходку буровой камеры 18 и буровой камеры 19.
Подробная очередность проходкиуказана в графике организации работ (таблица 5).
9.4 Способ отбойки и параметрыбуро-взрывных работ
Рудный массив блока 1Центральной залежи разбуривается станками ЛПС-3У. Разбуривание веерное, сеткарасположения скважин 2,9х3,0 м диаметр 130мм.
Для определения линиинаименьшего сопротивления взрывных скважин пользуемся формулой:
/>W = Ö(pd2100gВВKз)/(4g0gpm) (53)
где W– ЛНС (м);
d –диаметр скважины (см);
gВВ – плотностьВВ (г/см3);
Кз – коэффициент,показывающий, какая часть общей длины скважины заполняется ВВ;
gp– объемный вес отбиваемой руды (т/м3);
g0– удельный расход ВВ на первичную отбойку (величина, характеризующаяэнергоемкость разрушения данной породы взрывом) (г/т);
m –коэффициент сближения скважин в ряду.
При известных в практическихусловиях показателях величины заряда ВВ в 1 п.м. скважины вышеуказанная формулапримет более упрощенное выражение:
W = ÖQ/(g0gm) (54)
где Q– количество ВВ, вмещаемое на 1 п.м. скважины (кг/м);
g0– удельный расход ВВ на отбойку (кг/т)
g0= (0,800-gв)(DfDgDeDd/Db); (55)
g– объемный вес отбиваемойруды (т/м3);
m –коэффициент сближения скважин в ряду.
W = ÖQDb/((0,800-gв)(DfDgDeDd/Db)gm) (56)
Отбойка руды крепостью f = 16¸17производится скважинами диаметром 130 мм, g = 2,8 т/м3, кондиционный кусок – 400мм,коэффициент сближения скважин m = 1. Вместимость ВВ(игданит) в скважине Q = 15,0 кг/м.
W = Ö15 /(0,7*2,8*1)= 2,9м

Таблица 6 – Схема расположенияскважинНаименование выработок Диаметр скважин, м Наименьшая, наибольшая глубина, м Общая длина скважин, м
Длина скважин, подлеж.
зарядке, п.м. Количество скважин, шт Просечка 1 130 15 450 375 30 Просечка 2 130 15 360 300 24 Просечка 3 130 15 270 225 18 Просечка 4 130 6 84 69 6 Просечка 5 130 6-9 126 81 18 Просечка 6 130 7-15 123 48 30 Просечка 7 130 6-10 384 264 48 Буровая камера 1 130 4-18 1298 876 114 Буровая камера 2 130 8-18 415 283 33 Буровая камера 3 130 6-18 190 129 16 Буровая камера 4 130 7-18 432 295 34 Наименование выработок Диаметр скважин, м Наименьшая, наибольшая глубина, м Общая длина скважин, м
Длина скважин, подлеж.
зарядке, п.м. Количество скважин, шт Буровая камера 5 130 9-20 99 69 8 Буровая камера 6 130 14-18 301 207 22 Буровая камера 7 130 4-18 271 183 23 Буровая камера 8 130 10-18 155 107 14 Буровая камера 9 130 4-23 181 122 16 Буровая камера 10 130 8-18 352 233 38 Буровая камера 11 130 17 34 30 2 Буровая камера 12 130 11-20 338 231 27 Буровая камера 13 130 20-22 98 86 6 Буровая камера 14 130 8-14 291 192 32 Буровая камера 15 130 5-19 261 175 25 Буровая камера 16 130 6-13 28 20 3 Буровая камера 17 130 7-10 461 282 85 Буровая камера 18 130 12-18 1591 1077 136 Буровая камера 19 130 12-14 52 40 4 Бур.камера пан.24 130 7-18 444 284 63 Ход.сбойка пан.24 130 8-23 342 225 39 Леб.ниша с.ш.14 П-17 130 9-10 47 34 5 Орт 3 13 горизонт 130 7-10 461 282 85 Леб.штр.с.ш.1,2,3 бл.4 130 7-10 100 64 15 Всего 10039 6888 /> /> /> /> /> /> />

Общий расход ВВ определяется поформуле:
Q1 = Lзарg (57)
где d= 15,0 кг/п.м. – количество ВВ, вмещающееся в 1 п.м. скважины диаметром 130мм;
Lзар– длина скважин, подлежащих зарядке.
Q1 = 6888*15,0 = 103320 кг
Расход ВВ на 1 тонну рудысоставляет:
Q = Q1/Д (58)
где Д – товарная руда.
Q =103320/106676 = 0,9 кг/т
Выход руды с 1 п.м. скважин:
Q = Д/L (59)
где L– общая длина скважин.
Q =106676/10039 = 10,6 т/п.м.
9.5 Очередность отбойкируды
Отбойку рудного массива блока 1Центральной залежи производят следующим образом:
В первую очередь производятотработку рудного массива компенсационных камер 1 и 2 следующим образом:
На отрезной восстающий 2взрывают скважины просечки 2. Затем ведут проходку отрезного восстающего 6методом взрыва глубоких скважин и далее взрывают скважины просечки 6 наотрезной восстающий 6 расположенные восточнее отрезного восстающего. Затемпроизводят взрыв скважин, пробуренных из буровой камеры 16. В результате чегообразуется отрезная щель.
Аналогично ведут одновременноеразвитие отрезной щели просечки 3 и просечки 7.
На отрезной восстающий 3взрывают порядно скважины просечки 3. Затем на отрезной восстающий 7 и наотрезной восстающий 8 взрывают скважины просечки 7, расположенные западнееотрезных восстающих и скважины, расположенные под отрезным восстающим 8.
Далее взрывают два веераскважин, расположенных восточнее отрезных восстающих и веера скважин буровойкамеры 14. Затем производят порядный взрыв оставшихся скважин просечки 7.
На отрезную щель просечки 2 ипросечки 6 взрывают порядно скважины буровой камеры 4, буровой камеры 6,буровой камеры 12 и скважины, пробуренные из ходка скреперного штрека 5 блока4.
Только после этого ведутразвитие отрезной щели просечки 1 и просечки 5 следующим образом:
На отрезной восстающий 5взрывают скважины просечки 5, находящиеся западнее отрезного восстающего 5, двавеера скважин, находящихся восточнее отрезного восстающего 5. Затем производятпорядный взрыв оставшихся скважин и просечек 5 и 1.
Затем ведут отработку рудыкомпенсационных камер 1 и 2. На полученные отрезные щели ведут порядный взрывскважин пробуренных из буровой камеры 1, буровой камеры 2, буровой камеры 11,панели 24, буровой камеры 7, буровой камеры 8, скважин, пробуренных из орта 313 горизонта, буровой камеры 12, буровой камеры 13.
После взрыва и полного выпускаруды компенсационных камер 1 и 2 приступают ко второй очереди отработки, т.е.отрабатывают руду временных целиков путем массового взрыва скважин буровойкамеры 9, ходовой сбойки панели 24, буровой камеры 11, панели 24, буровойкамеры 1, буровой камеры 2, просечки 1, просечки 4, буровой камеры 10, буровойкамеры 11, буровой камеры 15, орта 3 13 горизонта, буровой камеры 17, буровойкамеры 18, буровой камеры 19, лебедочный штрек скреперных штреков 1, 2, 3 блока4.
9.6 Компенсационная камера
Расчет коэффициентакомпенсации:
K = (Vц+Vкк+Vгв)/Vц ³ 1,3 (60)
где Vц– объем взрываемых целиков
Vц1= 15456 м3 и Vц2 = 6636 м3;
Vкк– объем компенсационных камер
Vкк1= 8023 м3 и Vкк2 = 9758 м3;
Vгв– объем горных выработок в обрушении
Vц1= 186 м3 и Vц2 = 6636 м3;
Kр= 1,3 – коэффициент разрыхления руды.

Для компенсационной камеры 1:
К1 =(15456+8023+186)/15456 = 1,5 ³1,3
Для компенсационной камеры 2:
К2 =(6636+9758+170)/6636 = 2,5 ³1,3
Расчет допустимой шириныкомпенсационной камеры производится по формуле доктора технических наукпрофессора Г.М. Малахова:
m =0,8 Ö(74100fhn)/(0,13t2+0,24t+9,4)H1,142 (61)
где hn– толщина потолочины hn1 = 13 м иhn2 = 14 м;
f –коэффициент крепости пород по шкале Протодьяконова (f=12);
t –продолжительность обнажения потолочины (6 месяцев);
H –глубина разработки (363 м).
Для компенсационной камеры 1:
m =0,8 Ö(74100*12*13)/(0,13*62+2,4*6+9)*3631,142= 17,6 м
Для компенсационной камеры 2:
m = 0,8 Ö(74100*12*14)/(0,13*62+2,4*6+9)*3631,142= 18,3 м
Проектная ширинакомпенсационной камеры составляет 12 17 м и не превышает допустимой ширины.Согласно произведенного расчета, обрушение потолочины компенсационной камеры втечении 6 месяцев не произойдет.

9.7  Способы и средствамеханизации подготовительных, нарезных и очистных работ
При проходке подготовительныхи нарезных выработок для бурения
шпуров применяются перфораторына пневмоподдержках типа ПП-54В, телескопные ПТ-48.
Для местного проветриваниявыработок служат вентиляторы местного проветривания типа СВМ-6, ВМ-5, ВМ-6.
Уборку взорванной горной массыосуществляют с помощью лебедок типа 55ЛС-2СМ и 30ЛС-2.
Для подъема материалов иоборудования по ходовым восстающим применяются пневмолебедки типа ШВ-710х0,35П.
Рудный массив разбуриваетсястанками пневмоударного бурения ЛПС-3У. Заряжение шпуров и скважин производитсямеханизированным способом с помощью пневмозарядчиков ЗП-2, «Ульба-400»,«Ульба-400МИ».
Транспортировка руды пооткаточным выработкам осуществляется в вагонах типа ВГ-2,2 и УВБ-2,5электровозами К-14, К-10, EL-5/0,4.
 Отбитая руда самотекомпоступает через выпускные дучки в скреперные орты 1, 2 и скреперными лебедкамидоставляется к скреперному полку, где загружается в вагоны.
9.8  Схема и расчетпроветривания подготовительных, нарезных и очистных работ
Проветривание забоя в периодпроходки осуществляется ВМП типа СВМ-6 нагнетательным способом. Воздух в забойподается вентиляционными трубами диаметром 400 мм.
Расчет количества воздуха,необходимого для проветривания горно-подготовительных работ:
При проходке скреперного орта2, вентиляционного штрека:
По людям:
Qзаб= kgn (62)
где k– коэффициент запаса (1,0);
g –нормативное количество воздуха на 1 человека (0,1);
n –наибольшее число людей, находящихся в забое (4).
Qзаб= 1,0*0,1*4 = 0,4 м3/с
По пылевому фактору:
Qзаб= Ib1/(n-nвх) (63)
где I– интенсивность пылевыделения, уборка ЛС (3 мг/с);
b1– коэффициент, учитывающий снижение пылевыделения при применении средствгидрообеспыливания;
n – ПДКпыли на рабочем месте (2 мг/м3);
nвх– запыленность воздуха входящей струи = 0,3n = 0,6 мг/м3.
Qзаб= 3*0,5/(2-0,6) = 1,07 м3/с
По газовыделению при взрывныхработах:
При проветриваниигоризонтальных выработок:
Qзаб.1= 2,25/t*3Ö(AbV2Kобв)/K2ут.тр(64)
где t– время проветривания забоя (1800 с);
A –масса одновременно взрываемого ВВ (20 кг);
b – газовостьданного типа ВВ (90л/кг);
V –объем загазованных выработок, м3;
Кобв – коэффициентобводнения (0,9);
Кут.тр. –коэффициент утечки трубопровода (1,07).
Qзаб.1= 2,25/1800*3Ö(28*90*5162*0,9)/1,072= 1,01 м3/с
V = Vсо2+VЛС+Vв р-не полка+Vвент.ш.1+VНЛС+Vн.х.д.1 (65)
При проветривании вертикальныхвыработок:
Qзаб.2= (3,35K1K2)/tÖ(ABV)/K2ут.тр. (66)
где t– время проветривания забоя (1800 с);
К1 – коэффициент,учитывающий высоту восстающего и способ проходки (0,47);
К2 – коэффициент,учитывающий способ проветривания (1,0);
V –объем восстающего.
Qзаб.2= (3,35*0,47*1)/1800Ö(24*90*12)/1,042= 0,13 м3/с
V = Vх.д.1 (67)
Qзаб.общ.= Qзаб.1+Qзаб.2= 1,01+0,13 = 1,14 м3/с (68)
По минимально допустимойскорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:
Qзаб= VminS (69)
где Vmin– минимальная скорость движения воздуха (0,25 м3/с),
S –площадь поперечного сечения выработки (4 м2)

Qзаб= 0,25*4 = 1,0 м3/с
Расчетная производительностьВМП:
Qв= Кут.тр.Qзаб.max (70)
где Qзаб.max – наибольшее значение количества воздуха,
Кут.тр. –коэффициент утечки воздуха через трубопровод на всю его длину (1,07).
Qв= 1,07*1,14 = 1,2 м3/с
Расчетное количество воздуха,подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:
Q =1,43Qв = 1,43*1,2 = 1,7 м3/с(71)
Вентилятор устанавливается вштреке 13 14 горизонта.
Расчет количества воздуха,необходимого для проветривания нарезных работ:
При проходке буровой камеры 1,просечки 1, отрезного восстающего 1:
По людям:
Qзаб= kgn = 1,5*0,1*4 = 0,6 м3/с
По пылевому фактору:
Q = (Jb1)/(n-nвх)= (3*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м3/с

По газовыделению при взрывныхработах:
При проветриваниигоризонтальных выработок:
Qзаб.1= 2,25/t*3Ö(AbV2Kобв)/K2ут.тр
Qзаб.1= 2,25/1800*3Ö(20*90*6732*0,9)/1,112= 1,05 м3/с
V = Vпр.1+Vб.к.1+Vв.н.с.о.1 (72)
При проветривании вертикальныхвыработок:
Qзаб.2= (3,35K1K2)/tÖ(ABV)/K2ут.тр.
Qзаб.2= (3,35*0,47*1)/1800Ö(24*90*246)/1,072= 0,62 м3/с
V = Vхо.д.1+Vв.н.с.о.1(73)
Qзаб.общ.= Qзаб.1+Qзаб.2= 1,05+0,62 = 1,67 м3/с
По минимально допустимойскорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:
Qзаб= VminS=0,25*9,6 = 2,4 м3/с
Расчетная производительностьВМП:
Qв= Кут.тр.Qзаб.max = 1,11*2,4 = 2,7 м3/с
Расчетное количество воздуха,подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:
Q =1,43Qв = 1,43*2,7 = 3,9 м3/с
Вентилятор устанавливается вштреке 13 14 горизонта.
При проходке буровой камеры13, просечки 7, отрезного восстающего 8 и буровой камеры 14: По людям:
Qзаб= kgn = 1,5*0,1*4 = 0,6 м3/с
По пылевому фактору:
Q = (Jb1)/(n-nвх)= (3*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м3/с
По газовыделению при взрывныхработах:
При проветриваниигоризонтальных выработок:
Qзаб.1= 2,25/t*3Ö(AbV2Kобв)/K2ут.тр
Qзаб.1= 2,25/1800*3Ö(20*90*2092*0,9)/1,042= 0,5 м3/с
V = Vб.к.13+Vб.к.14+Vпр.7+VНЛС+Vход.2 (74)
При проветривании вертикальныхвыработок:
Qзаб.2= (3,35K1K2)/tÖ(ABV)/K2ут.тр.
Qзаб.2= (3,35*0,47*1)/1800Ö(24*90*33)/1,042= 0,23 м3/с
V = Vо.в.8 (75)
Qзаб.общ.= Qзаб.1+Qзаб.2= 0,5+0,23 = 0,73 м3/с
По минимально допустимойскорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:
Qзаб= VminS=0,25*9,6 = 2,4 м3/с
Расчетная производительностьВМП:

Qв= Кут.тр.Qзаб.max = 1,04*2,4 = 2,5 м3/с
Расчетное количество воздуха,подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:
Q =1,43Qв = 1,43*2,5 = 3,6 м3/с
Вентилятор устанавливается ворту 3 13 горизонта.
При проходке ходовоговосстающего, буровой камеры 17:
По людям:
Qзаб= kgn = 1,5*0,1*4 = 0,6 м3/с
По пылевому фактору:
Q = (Jb1)/(n-nвх)= (3*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м3/с
По газовыделению при взрывныхработах:
При проветриваниигоризонтальных выработок:
Qзаб.1= 2,25/t*3Ö(AbV2Kобв)/K2ут.тр
Qзаб.1= 2,25/1800*3Ö(20*90*2852*0,9)/1,072= 0,61 м3/с
При проветривании вертикальныхвыработок:
Qзаб.2= (3,35K1K2)/tÖ(ABV)/K2ут.тр.
Qзаб.2= (3,35*0,47*1)/1800Ö(24*90*136)/1,042= 0,5 м3/с
Qзаб.общ.= Qзаб.1+Qзаб.2= 0,61+0,5 = 1,01 м3/с

По минимально допустимойскорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:
Qзаб= VminS=0,25*6,0 = 1,5 м3/с
Расчетная производительностьВМП:
Qв= Кут.тр.Qзаб.max = 1,07*1,5 = 1,6 м3/с
Расчетное количество воздуха,подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:
Q =1,43Qв = 1,43*1,6 = 2,3 м3/с
Вентилятор устанавливается вштреке 13 13 горизонта.
Расчетное количество воздуха,необходимое для проветривания выработок при ведении буровых работ:
По людям:
Qзаб= kgn = 1,5*0,1*4 = 0,6 м3/с
По пылевому фактору:
Q = (Jb1)/(n-nвх)= (3*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м3/с
По минимально допустимойскорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:
Qзаб= VminS=0,25*6,0 = 1,5 м3/с

Расчетное количество воздуха,необходимое для проветривания выработок при ведении буровых работ:      
Qв= Крас.Qзаб.max = 1,0*1,5 = 1,5 м3/с
При проходке буровой камеры18, буровой камеры 19: По людям:
Qзаб= kgn = 1,5*0,1*4 = 0,6 м3/с
По пылевому фактору:
Q = (Jb1)/(n-nвх)= (3*0,5)/(2-0,6) = 1,07 м3/с
По газовыделению при взрывныхработах:
При проветриваниигоризонтальных выработок:
Qзаб.1= 2,25/t*3Ö(AbV2Kобв)/K2ут.тр
Qзаб.1= 2,25/1800*3Ö(20*90*1292*0,9)/1,042= 0,4 м3/с
V = Vб.к.18+Vб.к.19(76)
 
При проветривании вертикальныхвыработок:
Qзаб.2= (3,35K1K2)/tÖ(ABV)/K2ут.тр.
Qзаб.2= (3,35*0,47*1)/1800Ö(24*90*78)/1,042= 0,4 м3/с
V = Vв.в. (77)
Qзаб.общ.= Qзаб.1+Qзаб.2= 0,4+0,4 = 0,8 м3/с
По минимально допустимойскорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:

Qзаб= VminS=0,25*6,0 = 1,5 м3/с
Расчетная производительностьВМП:
Qв= Кут.тр.Qзаб.max = 1,07*1,5 = 1,6 м3/с
Расчетное количество воздуха,подаваемое к ВМП с учетом рециркуляции воздуха:
Q =1,43Qв = 1,43*1,6 = 2,3 м3/с
Вентилятор устанавливается вштреке 13 13 горизонта.
Расчет необходимого количествавоздуха для скреперных выработок при ведении очистных работ:
Для скреперного орта 1:
По людям:
Qзаб= gn = 0,1*4 = 0,4 м3/с
По пылевому фактору:
Q = (JВ1)/Кт(n-nвх)
где В1 = 0,5(скреперная уборка);
Кт – коэффициентполезного действия (0,88).
Q = (JВ1)/Кт(n-nвх) = (3*0,5)/0,88(2-0,6) = 1,22 м3/с
По газовыделению при взрывныхработах:

Q =40,3/t*Ö(A1+A2)VK (78)
где t– время проветривания (20 мин);
V –объем скреперной выработки (234 м3);
А1 – весодновременно взрываемого ВВ накладного заряда (10кг);
А2 – количество ВВ,соответствующее газовыделению из отбитой руды;
К – коэффициент, учитывающийнеравномерность распределения воздуха (1).
А2 = (EPcWt)/(jptвJВВ) (79)
где Е – коэффициент,учитывающий более интенсивное газовыделение в начальный период выпуска (2,7);
Рс – количестворуды, выпускаемое из дучек скреперной выработки за сутки (178 т);
W –объем пустот в отбитой руде (0,3 м3);
Jр– плотность руды в отбитом состоянии (1,89 т/м3);
tв– время выпуска руды в течении суток (1080 мин);
JВВ– объем газовыделения 1 кг ВВ (0,9 м3/кг).
А2 = (2,7*178*0,3*20)/(1,89*1080*0,9)= 1,6 кг
Q =40,3/1200Ö(10+1,6)*234*1= 1,75 м3/с
По минимально допустимойскорости движения воздуха для выноса пыли согласно ППБ:
Qзаб= VminS=0,5*3,5 = 1,75 м3/с

Т.к. в работе одновременнонаходятся 2 скреперные выработки, расчет составит:
Qв= КрасQзаб.max n = 1,02*1,75*2= 4,2 м3/с
где Крас –коэффициент неравномерности распределения воздуха.
9.9 Состояние подземныхвыработок и поверхностных сооружений
После предыдущих взрывовбуровые камеры 1, 2, 3, 5, 9, 10, 11, 15, 17, 18, 20, скреперный орт 3,просечка 4, штрек 14, ходовой восстающий и подходы к ним находятся вудовлетворительном состоянии. Поверхностные сооружения над местом взрываотсутствуют.
Здания и сооружения напромышленной площадке рудника находятся в удовлетворительном состоянии.
9.10 Оповещение людей обаварии и связь
Оповещение людей об аварииосуществляется световой сигнализацией. Основными средствами связи с районамизарядки блока 1 являются телефоны установленные:
– 13 горизонт, сопряжение штрека 14 с ортом 6;
– 14 горизонт, сопряжение штрека 14 с ортом 6.
9.11 Запасные выходы
15 горизонт – ствол шахты«Быструшинская», ствол шахты «Новая», запасной ход восстающий 0/8 на 12горизонт, запасной ход восстающий 3/1 на 14 горизонт.
14 горизонт – ствол шахты«Быструшинская», запасной ход через 3 ЮЗЗ на Риддер-Сокольную площадку к стволушахты «Новая» 14 горизонта, запасной ход восстающий 12с/3с на 15 горизонт.
 
9.12 Проветривание районоввзрыва
13 горизонт:
Поступающая струя воздуха– ствол шахты «Быструшинская», квершлаг шахты «Быструшинская», штрек 11, орт 6,штрек 13, орт 4, штрек 15. Исходящая струя воздуха – орт 3, штрек 12,орт 1, вентиляционный орт 1в, вентиляционная выработка, вентиляционный штрек14в/16в на 12 горизонт и далее к вентилятору GVIH-40шахты «Вентиляционная» и вентилятору ВУПД-2,8 шахты №3.
14 горизонт:
Поступающая струя воздуха– ствол шахты «Быструшинская», околоствольный двор 14 горизонта, квершлаг шахты«Быструшинская», орт 11 юг, штрек 17, орт 8 юг, штрек 14 3 ЮЗЗ, орт 4, штрек13, скреперные орта 1, 2 панели 25. Исходящая струя воздуха – сборочныйвентиляционный орт 2 панели 24, 25, 26, вентиляционный штрек 15, орт 0, штрек21 на сборный канал шахты №3 и далее к вентилятору ВУПД-2,8 шахты №3.
9.13 Мероприятия пообеспечению безопасности
При доставке и охране ВВ.ДоставкаВВ с базисного склада на разгрузочную площадку рудника производится вспециально оборудованных машинах в сопровождении вооруженного стрелка.
Далее ВВ разгружаются вспециальные вагоны, закрываются несгораемыми покрывалами и в сопровождениивзрывников транспортируются электровозом на приемную площадку ствола шахты«Быструшинская». По стволу шахты «Быструшинская» ВВ спускаются в околоствольныедворы 13 и 14 горизонтов. Доставка ВВ в шахте осуществляется по следующиммаршрутам:
Маршрут №1 –околоствольный двор 13 горизонта, квершлаг шахты «Быструшинская», штрек 11, орт6, штрек 13, орт 4, штрек 15.
Маршрут №2 –околоствольный двор 14 горизонта, квершлаг шахты «Быструшинская», орт 11 юг,штрек 17, орт 8 юг, штрек 14, орт 4, штрек 13.
Охрана ВВ – круглосуточнаяспециально проинструктированными рабочими (постовыми) согласно «Распорядкупроведения массового взрыва».
До начала доставки ВВтранспортные средства и горные выработки приводятся в безопасное состояние.
При хранении ВВ. Последоставки по горным выработкам ВВ складируются на специально оборудованныестеллажи расположенные:
–  13горизонт, штрек 15 на сопряжении с ортом 3;
–  14 горизонт,штрек 13 на сопряжении с ортом 3;
–  14горизонт, штрек 13 на 3 линии ортов.
При заряжании скважин. Доначала зарядки скважин:
–  провестипроверку зарядных машин (Ульба-400МИ) с составлением акта;
–  отключитьконтактную сеть в районе работ зарядных машин и установить закоротки в местахопределенных «Распорядком проведения массового взрыва»;
–  зарядныемашины изолировать от рельсовых путей и заземлить на расстоянии не более 25м отзарядчика;
–  зарядныйтрубопровод в местах соединения заземлить;
–  местоустановки зарядных машин обеспечить средствами пожаротушения (4 огнетушителя ишланг, подсоединенный к водяной магистрали);
–  персонал,занятый на зарядке скважин обеспечить изолирующими самоспасателями;
–  измеритьвеличины блуждающих токов в выработках, определенных «Распорядком проведениямассового взрыва».
Во время зарядки скважин:
–  запрещаетсяремонтировать зарядчики на месте заряжания и в близи мест складирования ВВ;
–  зарядныйтрубопровод оборудовать специальной насадкой для формирования заряда и уменьшенияпросыпи ВВ;
–  дляулавливания просыпи ВВ использовать специальные палатки.
По окончании зарядки скважин:
–  тщательноочистить от остатков ВВ зарядное оборудование;
–  собраннуюпросыпь ВВ уничтожить согласно «Распорядка проведения массового взрыва».
При установке боевиков имонтаже ЭВС. Переноску патронов-боевиков производить массой не более 10кг.Произвести полное отключение электроэнергии в районе монтажа. Монтаж сетипроизводить от скважин к источнику тока.
При эксплуатациигрузоподъемных механизмов. Не требуются.
При эксплуатациивентиляционных установок. Произвести осмотр вентиляторов проветривания GVIH-40 шахты «Вентиляционной» и ВУПД-2,8 шахты №3.
При эксплуатациивентиляционных сооружений и устройств. Провести осмотр вентиляционных каналов блока1, вентиляционных перемычек на вентиляционных каналах по 12, 13 и 14 горизонтамЦентральной залежи.
9.14 Меры по локализацииударной воздушной волны
По 13 горизонту:
–  установитьорганную крепь не менее чем в 3 ряда по штреку 15 у орта 4;
–  установитьорганную крепь не менее чем в 3 ряда по штреку 15 у орта 4.
По 14 горизонту:
–  установитьорганную крепь не менее чем в 3 ряда по скреперным ортам 1, 2 панели 25.
9.15Меры по ограждению зоны возможных обрушений на поверхности
На момент взрыва выставляютпосты:
Пост №1 – гора«Сокольная» на отроге.
Пост №2 – гора«Сокольная» у прохода на шахту №3.
Пост №3 – гора«Сокольная» в районе шахты «Вентиляционная №2».
9.16 Меры пообеспечению проветривания района массового взрыва
Закрыть противопожарные дверив околоствольных дворах шахты «Быструшинская» на 10, 11, 12, 13 и 16горизонтах.
Закрыть противопожарные дверив околоствольных дворах шахты «Новая» на 9, 10, 11, 13, 15 и 16 горизонтах.
Открыть окно в вентиляционнойперемычке в орту 0 Центральной залежи 14 горизонта.
Остановить подземныевентиляторы ВОД-21 на 14 и 16 горизонтах.
9.17 Меры по оцеплению опасной зоны вшахте
Посты оцепления опасной зоныпри зарядке скважин, установке боевиов и монтаже ЭВС рассчитаны по УВВ (см.технический расчет) и выставляются согласно «Распорядка проведения массовоговзрыва».
На момент взрыва постывыставляются:
Пост №1 – у стволашахты «Быструшинская».
Пост №2 – у стволашахты «Андреевская».
Пост №3 – у стволашахты «Новая».
Пост №4 – у стволашахты «Белкина-2».
Пост №5 – штольню шахты№3 закрыть на замок.
 
9.18Меры проверки выработок, вентиляционных установок, сооружений и перемычек, иотбор проб рудничного воздуха
По 13 горизонту –околоствольный двор шахты «Быструшинская»; квершлаг шахты «Быструшинская»,штрек 11, орт 6; штрек 12, 13, орт 1, 3, 4, орта 13, 14, штрек 15, квершлагшахты №3, склад ВМ.
По 14 горизонту –околоствольный двор шахты «Быструшинская»; орт 11 юг; штрек 17, 19, орт 8 юг,штрек 14, орт 4, штрек 13 Центральной залежи, скреперные орта 1, 2 панели 25,орт 0, штрек 14, ходовой восстающий панели 24; скреперные орта 1, 2 панели 25;запасной ход 3; орта 4 юг, 5 юг, 7 юг, 8 север, штрека 10, 12.
9.19 Порядокдопуска людей в шахту после массового взрыва
На участок взрыва рабочиедопускаются только после восстановления на нем нормальной рудничной атмосферы,приведения выработок в безопасное состояние и проверки их подразделениями ВГСЧ,но не ранее чем через 9,7 часа после производства массового взрыва.
Допуск людей в шахтупроизводится только после проверки состояния выработок подразделениями ВГСЧ,восстановления во всех выработках шахты нормальной рудничной атмосферы, но неранее чем через 9,7 часа после производства массового взрыва.
9.20Расчетные показатели массового взрыва
Расчетный удельный расход ВВ,кг/т – 1,07
в количестве, шт – 667
глубиной, м – 3¸25
Расчетный коэффициенткомпенсации – 1,45; 2,23
Количество заряжаемых буровыхкамер, шт – 16
Вес одного заряда, наибольшейочереди, кг – 7278 (100мс)
Выход руды с 1 метра скважины,т – 7,98
Тип ВВ и способ заряжения –игданит, аммонит 6ЖВ; механизированный «Ульба-400МИ», ручной при установкебоевиков.
Конструкция заряда ВВ ибоевиков приведены на рис.5
Способ и схемы взрывания –электрический при помощи СИНВ-Ш и электродетонаторов ЭД-3-Н (1Н-20мс);взрывание производится в 20 ступеней замедления; схемапоследовательно-параллельная (прилагается).
Используемый источник тока –переменный, U = 380В, с подстанции орта 6в 13горизонта.
В таблице 7 приведены данныедля расчета скважинных зарядов, количества зарядов ВВ для массового взрыва.
9.21 Расчет электровзрывнойсети при производстве массового взрыва
Для инициирования зарядов ВВприменяются устройства инициирующие с замедлением СИНВ-Ш и электродетонаторыЭД-3-Н (1Н- 20мс).

Таблица 8 — Исходные данныедля расчета ЭВС
Участок 1
б.к.1,2,3,5
пр. 4
Участок 2
б.к.17
скр.орт 3
Участок 3
б.к.9,10,11
Участок 4
б.к.118,19
Участок 5
б.к.11,15,20
о.3, ш.14
Секция Количество ЭД, шт 16 19 12 19 22 Длина провода ЭД, м 8х2=16 8х2=16 8х2=16 8х2=16 8х2=16 Сопротивление 1м провода ЭД, Ом 0,045 0,045 0,045 0,045 0,045 Длина секционного провода, м 25х2=50 25х2=50 25х2=50 25х2=50 Сопротивление ЭД в нагретом состоянии, Ом 2,3 2,3 2,3 2,3 2,3 Сопротивление ЭД в холодном состоянии, Ом 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 Участок Количество жил, шт 2 2 2 2 2 Количество основных и дублирующих участков, шт 2 2 2 2 2 Длина участкового провода, м
200х2=
400
180х2=
360
150х2=
300
200х2=
400
150х2=
300 Сопротивление одной жилы кабеля, Ом 0,4 0,4 0,4 0,4 0,4 Способ подключения ЭВС к источнику тока на 2 фазы на 2 фазы на 2 фазы на 2 фазы на 2 фазы Напряжение источника тока, В 380 380 380 380 380
Таблица 9 – Исходные данныеНаименование
Участок 1
б.к.1,2,3,5 пр. 4
Количество последовательно соединенных ЭД
в секции (шт) 16
Детонаторный провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
8х2=16
0,72
Секционный провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
25х2=50
2,25
Участковый провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
200х2=400
18,0 Сопротивление ЭД (Ом) 2,1 Сопротивление жилы кабеля (Ом) 0,4 Напряжение источника тока (В) 380
Расчет силы тока приходящегося на 1ЭД:
Сопротивление секции с секционнымпроводом:
Rc = 2,1*16+16*0,045*16+50*0,045*3= 51,87 Ом (80)
Сопротивление участка с участковымпроводом:
Rуч.1 = (51,87+400*0,045)/2=34,94 Ом (81)
Сопротивление участка на горячеесостояние:
Rуч.1гор = 34,94*1,1= 38,834 Ом (82)
Сопротивление взрывной сети:
Rс.1 = 38,434+0,4 = 38,834Ом (83)
Сила тока на 1 ЭД по участку:
Jэд.1 = 380/8,834 = 4,9А (84)Таблица 10 – Исходные данныеНаименование
Участок 2
б.к.17 скр.орт 3
Количество последовательно соединенных ЭД
в секции (шт) 19
Детонаторный провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
8х2=16
0,72
Секционный провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
25х2=50
2,25
Участковый провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
180х2=360
16,2 Сопротивление ЭД (Ом) 2,1 Сопротивление жилы кабеля (Ом) 0,4 Напряжение источника тока (В) 380
Расчет силы тока приходящегося на 1ЭД:
Сопротивление секции с секционнымпроводом:
Rc = 2,1*19+19*0,045*16+50*0,045= 55,83 Ом
Сопротивление участка с участковымпроводом:
Rуч.2 = (55,83+360*0,045)/2=36,015 Ом
Сопротивление участка на горячеесостояние:
Rуч.2гор = 36,015*1,1= 36,62 Ом
Сопротивление взрывной сети:
Rс.2 = 36,62+0,4 = 40,02 Ом
Сила тока на 1 ЭД по участку:
Jэд.2 = 380/(0,02*2)= 4,75А
Таблица 11 – Исходные данныеНаименование Участок 3 б.к.9,10,11 Количество последовательно соединенных ЭД в секции (шт) 12
Детонаторный провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
8х2=16
0,72
Секционный провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
25х2=50
2,25
Участковый провод: Длина (м)
Сопротивление (Ом)
150х2=300
13,5 Сопротивление ЭД (Ом) 2,1 Сопротивление жилы кабеля (Ом) 0,4 Напряжение источника тока (В) 380
Расчет силы тока приходящегося на 1ЭД:
Сопротивление секции с секционнымпроводом:
Rc = 2,1*12 12*0,045*16+50*0,045= 36,9 Ом
Сопротивление участка сучастковым проводом:
Rуч.3= (36,9+300*0,045)/2= 24,8 Ом
Сопротивление участка нагорячее состояние:
Rуч.3гор= 24,8*1,1 = 27,3 Ом
Сопротивление взрывной сети:
Rс.3= 27,3+0,4 = 27,7 Ом
Сила тока на 1 ЭД по участку:

Jэд.3= 380/(27,7*2) = 6,86 А
Таблица 12 – Исходные данныеНаименование
Участок 4
б.к.118,19
Количество последовательно соединенных ЭД
в секции (шт) 19
Детонаторный провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
8х2=16
0,72
Секционный провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
---
---
Участковый провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
200х2=400
18,0 Сопротивление ЭД (Ом) 2,1 Сопротивление жилы кабеля (Ом) 0,4 Напряжение источника тока (В) 380
Расчет силы тока приходящегося на 1ЭД:
Сопротивление секции с секционнымпроводом:
Rc = 2,1*19+19*0,045*16= 53,58 Ом
Сопротивление участка с участковымпроводом:
Rуч.4 = (53,58+400*0,045)/2=35,79 Ом
Сопротивление участка на горячеесостояние:
Rуч.4гор = 35,79*1,1= 39,37 Ом
Сопротивление взрывной сети:

Rс.4 = 39,37+0,4 = 39,77 Ом
Сила тока на 1 ЭД по участку:
Jэд.4 = 380/(39,77*2)= 4,78 АТаблица 13 – Исходные данныеНаименование
Участок 5
б.к.11,15,20
о.3, ш.14 Количество последовательно соединенных ЭД в секции (шт) 22
Детонаторный провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
8х2=16
0,72
Секционный провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
25х2=50
2,25
Участковый провод:
Длина (м)
Сопротивление (Ом)
150х2=300
13,5 Сопротивление ЭД (Ом) 2,1 Сопротивление жилы кабеля (Ом) 0,4 Напряжение источника тока (В) 380
Расчет силы тока приходящегося на 1ЭД:
Сопротивление секции с секционнымпроводом:
Rc = 2,1*22+22*0,045*16+50*0,045= 64,29 Ом
Сопротивление участка с участковымпроводом:
Rуч.5 = (64,29+300*0,045)/2 = 38,895 Ом
Сопротивление участка на горячеесостояние:

Rуч.5гор = 38,895*1,1= 42,8 Ом
Сопротивление взрывной сети:
Rс.5 = 42,8+0,4 = 43,2 Ом
Сила тока на 1 ЭД по участку:
Jэд.5 = 380/(43,2*2)= 4,4 А
Расчет силы тока, приходящегося на 1ЭД с учетом падения напряжения в кабеле.
Общий ток взрывной сети, проходящийпо кабелю:
Jобщ. = (J1 + J2 + J3 + J4 + J5)2 (87)
Jобщ. = (4,9+4,75+6,86+4,78+4,4)*2= 51,38 А
Падение напряжения в кабеле:
DU = RкJобщ. = 0,8*51,38= 41,1 В (88)
Напряжение на 2-х фазах:
U = U-DU =380–41,1 = 338,9 В (89)
Сила тока на 1 ЭД по участку №1:
Jэд.1 = U/Rс.1 = 338,9/(38,834*2) = 4,36 А (90)
Сила тока на 1 ЭД по участку №2:

Jэд.2 = U/Rс.2 = 338,9/(40,02*2) = 4,25 А
Сила тока на 1 ЭД по участку №3:
Jэд.3 = U/Rс.3 = 338,9/(27,7*2) = 6,13 А
Сила тока на 1 ЭД по участку №4:
Jэд.4 = U/Rс.4 = 338,9/(39,77*2) = 4,27 А
Сила тока на 1 ЭД по участку №5:
Jэд.5 = U/Rс.5 = 338,9/(43,2*2) = 3,93 А
Расчет сопротивления, замеренного на2-х фазах:
Rобщ. = 1/(1/R1+1/R2+1/R3+1/R4+1/R5) (91)
Rобщ. =1/(1/34,94+1/36,015+1/24,8+1/35,79+1/38,895) = 0,65 Ом
Сопротивление, замеренное нанаконечниках кабеля в подстанции:
R = 6,65+0,8 = 7,45 Ом
9.22 Расчет сейсмическиопасной зоны массового взрыва
Расстояние (м), на которомколебание грунта, вызванные при неодновременном взрывании зарядов ВВ современем замедления между взрывами каждого заряда не менее 20мс становитсябезопасным (Раздел №2 Приложения №2 ЕПБ при ВР):

Rс=((КгКса)/4ÖN)*ÖQ (92)
где Кг = 5 – коэффициент,зависящий от свойств грунта в основании охраняемого объекта;
Кс = 1 – коэффициент,зависящий от типа здания (сооружения);
а = 1 – коэффициент, зависящийот условий взрывания;
N = 20– число зарядов ВВ;
Q =67353 кг – общая масса зарядов ВВ.
Rс=((5*1*1)/4Ö20)*Ö67353 = 96,4 м
Расстояние при взрыве самойнагруженной очереди:
 
Rс =КгКса3ÖQ (93)
где Q= 7278 кг – масса заряда самой нагруженной очереди (100мс)
Rс = 5*1*1*3Ö7278 = 96,9 м
Расстояние до охраняемыхобъектов:
– до поверхности – 320м;
– до ствола шахты «Быструшинская» – 340м.
9.23  Расчетпо определению границ опасной зоны при подготовке массового взрыва
Согласно «Инструкции поопределению границ опасных зон при подготовке массовых взрывов в подземныхусловиях» (1996г) предельно-допустимое давление на фронте ударной воздушнойволны (УВВ) для людей равно 0,2 кг/см2.
13 горизонт:
При зарядке скважин:
К = (qn)/SR (94)
I = (bR)/d (95)
где q– вес взрываемого заряда с удельной теплотой взрыва, равной 1000 ккал/кг;
n =0,1¸0,5 –коэффициент перехода энергии ВВ на образование УВВ;
R –радиус опасной зоны, м;
S –суммарная площадь поперечного сечения выработок, примыкающих к заряду, м2;
b =0,05 – коэффициент, учитывающий шероховатость поверхности выработок;
d –приведенный диаметр выработки
d =1,12ÖS (96)
К = (330*0,904*0,5)/(7*2*150)= 0,047
i =(0,05*120)/1,12Ö21= 1,46
Р` = Р/(К1*К2*…*Кn) (97)
где К1, К2, Кn– коэффициенты ослабления давления УВВ при
прохождении местныхсопротивлений.
По номограмме Р = 0,055 кг/см2
Р` = 0,55/(1,2*1,2*1,2*1,9)= 0,19 кг/см2
Принимаем R= 150м.
При установке боевиков:
Принимаем R= 150м.
При монтаже ЭВС:
К = (20316*0,904*0,1)/(6*2*200)= 0,77
i = (0,05*200)/1,12Ö12 = 2,58
По номограмме Р = 0,34 кг/см2
Р` = 0,34(1,2*1,2*1,2*1,2*1,9)= 0,05 кг/см2
Принимаем R= 200м.
14 горизонт:
При зарядке скважин:
К = (330*0,904*0,5)/(7*2*100)= 0,106
i = (0,05*200)/1,12Ö14 = 1,19
По номограмме Р = 1,5 кг/см2
Р` = 1,5(1,25*1,25*1,2*1,2*1,9)= 0,18 кг/см2
Принимаем R= 100м.
При установке боевиков:
Принимаем R= 100м.
Прим монтаже ЭВС:
К = (18435*0,904*0,1)/(6*2*150)= 0,93
i = (0,05*150)/1,12Ö12 = 1,93
По номограмме Р = 4,6 кг/см2

Р` = 4,6(1,9*2,5*1,2*2,3*1,9)= 0,18 кг/см2
Принимаем R= 150м.
На основании вышеизложенногопосты охраны опасной зоны при зарядке скважин, установке боевиков и монтаже ЭВСвыставляются:
Пост №1 – 13 горизонт,сопряжение орта 6 со штреком 13.
Пост №2 – 14 горизонт,сопряжение штрека 14 с ортом 4.
Кроме того вывешиваютсяаншлаги «Проход запрещен. Опасная зона»:
– 13 горизонт, сопряжение орта1 с вентиляционным ортом 1в;
– 13 горизонт, сопряжение орта1 с вентиляционным восстающим панели 26.
9.24 Проветривание районоввзрыва
Схемы вентиляции районовмассового взрыва – прилагаются.
Расчетное количество воздухадля проветривания районов массового взрыва:
13 горизонт:
Qр =(50/tЕПБ3600) Ö iAb(Vисх.+Vвво*iA)К (98)
где tЕПБ= 8ч;
i=0,115– коэффициент, учитывающий газовыделение в выработке после взрыва;
b =0,1 м3/кг – газовость ВВ;
А = 48918 кг – количествовзрываемого ВВ;
Vисх.= 13100 м3 – объем исходящей струи от места взрыва на 13
горизонте до поверхности;
Vвво =0,9 м3/кг – общая газовость ВВ;
К = 1, — коэффициентмногогоризонтальности.

Qр =50(8*3600)Ö0,115*48918*0,1(13100+0,9*0,115*48918)1,2= 5,5 м3/с
14 горизонт.
Qр =50(8*3600)Ö0,115*18435*0,1(14000+0,9*0,115*18435)1,2= 3,2 м3/с
где А = 1843 кг – количествовзрываемого ВВ;
Vисх.= 14000 м3 – объем исходящей струи от места взрыва на 14 горизонтедо поверхности.
Расчетное время проветриваниярайонов массового взрыва:
13 горизонт:
tр =50(Qф3600)ÖiAb(Vисх.+Vвво*iA)К (99)
где Qф= 5,5 м3/с – фактическая подача свежего воздуха в районы взрыва по13 горизонту.
tр =50(5,5*3600)Ö0,115*48918*0,1(13100+0,9*0,115*48918)1,2= 9,7 ч
14 горизонт:
tр =50(4,0*3600)Ö0,115*18435*0,1(14000+0,9*0,115*18435)1,2= 7,8 ч
где Qф= 4,0 м3/с – фактическая подача свежего воздуха в районы взрыва по14 горизонту.
Перечень мероприятий пофорсированному проветриванию:
–  закрытьпротивопожарные двери к околоствольных дворах шахты «Быструшинская» на 10, 11,12, 15 и 16 горизонтах;
–  закрытьпротивопожарные двери в околоствольных дворах шахты «Новая» на 9, 10, 11, 13,15 и 16 горизонтах;
–  открытьокно в вентиляционной перемычке в орту 0 3 ЮЗЗ 14 горизонта;
–  открытьвентиляционное окно на штреке 12 у ВОД-21 2 ЮЗЗ 14 горизонта;
–  остановитьподземные вентиляторы ВОД-21 на 14 и 16 горизонтах.
9.25 Маршруты движения ВГСЧи пробоотборщиков
По 13 горизонту –околоствольный двор шахты «Быструшинская»; квершлаг шахты «Быструшинская»,штрек 11, орт 6; штрек 12, 13, орта 1, 3, 4 3 ЮЗЗ, орта 13, 14, штрек 15 2 ЮЗЗ,квершлаг шахты №3, склад ВМ.
По 14 горизонту –околоствольный двор шахты «Быструшинская»; орт 11 юг; штрек 17; орт 8 юг, штрек14, орт 4, штрек 13 3 ЮЗЗ, скреперные орта 1, 2 панели 25, орт 0, штрек 14,ходовой восстающий панели 24, соединительный штрек, скреперные орта 3, 4 панели24; скреперные орта 1, 2 панели 26; запасной ход 3 ЮЗЗ; орта 4 юг, 5 юг, 7 юг,8 север, штрека 10, 12 2 ЮЗЗ.
При возникновении аварии припроизводстве массового взрыва действовать согласно «Плана ликвидации аварий».

10. Безопасность иэкологичность проекта требования безопасности
Все трудящиеся, состоящие втрудовых отношениях с работодателем имеют право на охрану труда.
Охрана труда представляетсобой действующую, на основании соответствующих законодательств и иныхнормативных актов, систему социально-экономических, технических, гигиеническихи лечебно-профилактических мероприятий и средств, обеспечивающих безопасность,сохранение здоровья и работоспособности человека в процессе труда (статья 1Закона Республики Казахстан «Об охране труда»).
Работодатель (в лицеадминистрации рудника) обязан обеспечить здоровые и безопасные условия труда накаждом рабочем месте в соответствии с требованиями стандартов, правил, норм,инструкций, а работники обязаны неукоснительно соблюдать эти требования.
При выполнении операцийтехнологического процесса добычи руды руководствоваться следующими правилами,нормами, актами и инструкциями:
–  ЗаконРеспублики Казахстан «Об охране труда»,
–  ЗаконРеспублики Казахстан «О труде»,
–  ППБ приразработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом,
–  ППБ привзрывных работах,
–  ПТЭрудников, приисков и шахт, разрабатывающих месторождения цветных, редких,драгоценных металлов,
–  инструкциипо охране труда для работающих на рудниках РГОК №1-22 (с приложениями),
–  инструкциипо охране труда для работающих на РГОК ТОО«Казцинк»,
–  другимиинструкциями и нормативными актами, издаваемыми в установленном порядке иобязательными для исполнения.
10.1 Краткая характеристикаместорождения
Выработки проектируемогорудника проводится в породах крепостью f = 12-15 по шакале проф. М.М. Протодьяконова. Породы вбольшинстве своем устойчивые. Крепление стволов производится монолитнымбетоном, горнокапитальных выработок — торкретбетоном в соответствии спаспортами крепления гидрогеологические условия благоприятные, нормальныйводоприток на уровне 14 горизонта составляет 320 м3/час. Месторождение не опасно по взрыву газа и пыли. Системой разработкипредусмотрены массовые взрывы. Рудник относится к силикозоопасным. Породы такжесодержат до 30% свободной серы.
10.2  Токсичныевещества, образующиеся при производстве горных работ
При производстве горных работобразуются токсичные вещества и другие вредности, существенно влияющие наздоровье работающих и приводящих к профессиональному заболеванию, отравлению.
К ним относятся:
– мелкодисперсная пыль, содержащая двуокись кремния до 70%. Пыльобразуется при бурении шпуров, скважин, уборке и погрузке горной массы, приведении взрывных работ,
– ядовитые газы, образующиеся при ведении взрывных работ. Это окисьуглерода СО, окись азота NО2, сернистый газ SO2, сероводород H2S?
– пары, выделяющиеся в окружающую среду при механизированном заряжаниишпуров и скважин: тратил, алюминиевая пудра, селитра, пары дизельного топлива,
– шум и вибрация при бурении шпуров и скважин.
Мелкодисперсная пыль,содержащая двуокись кремния (SiO2) от 0,2 до10 мкм является опасной. Пылинки таких размеров проникают в альвиолы легких(вход в альвиолы составляет 9 – 10 мм) и образовывают в них депо скопившейсяпыли, что является источником заболевания пневмоканиозом (от греческого«пнеймон» — легкое, «конис» — пыль). В отличии от обыкновенной пыли, пыльсодержащая двуокись кремния не выносится из легких и постепенно заполняетлегочные альвиолы.
Окись углерода (СО) – газ, неимеющий цвета, запаха и вкуса, легче воздуха. Окись углерода очень ядовита иявляется наиболее частой причиной отравления и гибели подземных рабочих. Приотравлении окисью углерода кровь утрачивает способность усваивать кислород. Врезультате у человека появляется аноксия (недостаток кислорода в артериальной крови),являющая ся причиной кашля. Ежедневное (по несколько часов) пребывание и работычеловека в атмосфере, содержащей до 0,01% окиси углерода, человек ощущаеттяжесть в голове и сдавливание во лбу, общую слабость. Могут наступитьголовокружение, дрожь, сердцебиение, рвота, быстрая утомляемость, ослаблениепамяти, раздражительность. Если пострадавшего своевременно вывести из зоны сповышенной концентрацией окиси углерода, то его состояние скоро улучшится.Смертельная концентрация окиси углерода 0,5%. При вдыхании воздуха с такойконцентрацией человек через несколько минут погибает.
В качестве защиты от окисиуглерода применяется фильтрирующий самоспасатель СПП-4. Окись углеродаобразуется при ведении взрывных работ, при эксплуатации самоходногооборудования и при пожарах.
Двуокись углерода (СО2)– углекислый газ – бесцветный газ со слабокислым запахом и вкусом, горение неподдерживает, не пригоден для дыхания, тяжелее воздуха. Соединение стойкое. Приобъемной дозе углекислого газа в рудничной атмосфере:
– до 3% — частота дыхания человека, находящегося в состоянии покоя,удваивается;
– до 5% — утраивается, дальнейшее повышение процента содержания вызываетсильную одышку и слабость;
– до 10% и свыше – наступает обморочное состояние;
– при 25% — смерь.
Углекислый газсосредотачивается в нижней части горной выработки (у почвы). Источникамиобразования углекислого газа в подземных выработках являются:
– выделения газа из горных пород;
– медленное окисление крепежного леса и других органических веществ;
– разложение кислыми шахтными водами углекислых пород;
– рудничные пожары.
Окислы азота (NO2) – смесь окиси азота и двуокиси азота. Окислыазота образуются при взрывных работах и эксплуатации двигателей внутреннегосгорания. Признаки отравления: кашель, одышка, удушье, внутренний отек легких.Воздействие на организм человека окиси азота в зависимости от их объемной долив воздухе следующее: 0,0001 – 0,003% — воспринимается запах газа, при 0,013%раздражается слизистая оболочка глаз и дыхательных путей, при 0,04-0,08% — наступаетотек легких.
Сероводород (H2S) – газ без цвета, имеет сладковатый вкус и характерныйзапах тухлых яиц, тяжелее воздуха. В горных выработках скапливается внизу. Газочень ядовитый. Отравляющее действие сероводорода выражается внутри тканевогодыхания – ткани перестают усваивать кислород. При содержании в атмосферевоздуха 0,06 – 0,07% возникает отек легких. В шахте сероводород образуется пригниении органических веществ (крепежного леса и т.д.). в качестве средствзащиты применяют фильтрующий противогаз марки В.
Сернистый газ (SO2) – сильно ядовитый газ без цвета, кисловатого вкуса исильно раздражающим запахом, напоминающий запах горящей серы, тяжелее воздуха,хорошо поглощается водой. Сернистый газ образуется при ведении взрывных работ впородах, содержащих серу. Присутствие в воздухе SO2вызывает сильное раздражение слизистых оболочек дыхательных путей, глаз, а втяжелых случаях вызывает воспаление бронхов, отек гортани и легких. Запах SO2 ощутим при его содержании 6 мг/м3(0,0005%). При концентрации 0,05% смертельно опасен даже при кратковременномего вдыхании. Первая помощь пострадавшему – вывод его на свежую струю воздуха,искусственное дыхание, промывание глаз и полости горла содовой водой, питьещелочных жидкостей – теплого молока с медом, боржоми и других минеральных вод.
Аммиак (NH3)– бесцветный газ с характерным резким запахом (запах нашатырного спирта).Аммиак очень хорошо растворим в воде. В шахтных условиях аммиак выделяется припроходке выработок по затвердевшей закладке, заряжании скважин в выемочныхединицах, очистное пространство которых имеет непосредственный контакт с ранеезаложенной камерой. Концентрация аммиака 0,35 – 0,7 мг/л – непереносима, свыше0,7 мг/л – опасна для жизни. Первая помощь при отравлении – подачапострадавшему через дыхательные пути свежего воздуха.
10.3 Вредные факторы ипредупреждающие их воздействие мероприятия
При разработкеРиддер-Сокольного месторождения возможны воздействия на рабочих следующихопасных и вредных факторов:
– обрушение горных масс,
– действие горных ударов,
– выделение ядовитых газов из горной массы,
– действие электрического тока,
– падение людей в горные выработки,
– шумы и вибрация,
– некачественное освещение,
– некачественное водоснабжение.
Для предупреждения воздействиявышеперечисленных факторов в данном разделе проекта предусматриваются следующиемероприятия:
1. Технические мероприятия.
2. Санитарно-гигиенические.
3. Противопожарные.
4. План ликвидации аварии.
Контроль за содержанием врудничной атмосфере ядовитых продуктов осуществляется с помощьюгазоанализаторов ГХ и индивидуальных трубок. Кроме того, контроль за рудничнойатмосферой осуществляется работниками горноспасательной части после взрывныхработ, а так же по утвержденному главным инженером рудника графику – пооперациям технологического процесса добычи руды.
При воздействии на организмчеловека шума, вибрации, вдыхании пыли, содержащей двуокиси кремния возникаютпрофессиональные заболевания: вибрационная болезнь, профтугоухость,пневмокалиоз (силикоз).
С целью предотвращенияпрофессиональных заболеваний применяются средства индивидуальной защиты: отшума – беруши, от вибрации – пневмогасители каретки (при бурении шпуров), отпыли – лепесток ШБ-1, орошение горной массы при ведении технологическихопераций (скреперная уборка горной массы, уборка с помощью погрузочных машин),орошение кровли и бортов выработки на рабочих местах, бурение шпуров и скважинс применением воды для погашения пыли.
Профилактика заболеванийвключает в себя комплекс мероприятий:
– разовое бесплатное питание,
– периодический отдых в профилактории, где проводится обследование,профилактическое лечение и т.д.;
– ежегодно все работники проходят индивидуальное обследование собязательной рентгенографией грудной клетки, на руднике организованапылевентиляционная служба для контроля запыленности рудничной атмосферы;
– проводятся медико-санитарные мероприятия, ежегодно разрабатываютсямероприятия по улучшению проветривания и пылеподавления, снижению шума ивибрации оборудования и на рабочих местах.
В соответствии с ЗакономРеспублик Казахстан «Об охране труда» (статья №16) на руднике создана службаохраны труда. По своему статусу служба охраны приравнивается к основнымпроизводственным службам и подчиняется владельцу процесса.
С целью системного подхода куправлению охраной труда служба охраны труда свою деятельность организовывает всоответствии с «Системой управления охраной труда РГОК ТОО «Казцинк» (СУОТ)».Указанный документ утвержден директором комплекса и согласован с профсоюзнымиорганами. СУОТ представляет собой регламентированную техническими документамисовокупность взаимосвязанных организационных и технических мероприятий,обеспечивающих безопасность, сохранение здоровья и работоспособность трудящихсяв процессе труда. СУОТ содержит:
– общее положение,
– организация работ по охране труда,
– планирование и финансирование,
– контроль,
– учет, анализ и оценка работ по ОТ,
– воспитание трудящихся и применение мер воздействия к нарушителям,
– профотбор и обучение работающих безопасными методами труда,
– регламентация работ по охране труда на РГОК,
– двухступенчатый контроль за состоянием охраны труда,
– целевая проверка состояния охраны труда, положение о Совете попрофилактике нарушений правил безопасности.
В соответствии с СУОТ наруднике ежегодно и ежемесячно составляется план мероприятий включающий в себя:
– организационные мероприятия,
– мероприятия по повышению безопасности на взрывных работах,
– мероприятия по предупреждению травматизма от обрушения горной массы,
– мероприятия по уменьшению вредного воздействия шума и вибрации,
– меры по снижению запыленности и улучшению проветривания рабочих мест,
– мероприятия по обеспечению безопасности работ на подземном транспорте,
– мероприятия по сокращению ручного труда,
– мероприятия по санитарно-бытовому обслуживанию трудящихся рудника.
10.4 Общие организационныемероприятия
Проектом предусматриваетсяработа рудника по непрерывной шестидневной рабочей недели с одним общимвыходным. В установленные праздничные дни рудник не работает. Количестворабочих дней в году 305. Число добычных смен в сутки — 3. Продолжительностьсмены 6 часов, межсменные перерывы по 2 часа.
Все лица, вновь поступающие наработу или переводящиеся с одной специальности на другую должны пройтиинструктаж по ОТ и ТБ в учебно-курсовом комбинате (УКК) в следующие сроки:
– для вновь поступающих на подземные работы 10 дней,
– для ранее работавших 5 дней,
– при переводе с одной специальности на другую 2 дня.
Также проводится инструктаж нарабочем месте. Через каждые 3 месяца проводится инструктаж рабочих рудника поТБ с занесением результатов в специальные книги.
Кроме того, каждый день прираздаче нарядов начальником участка проводится текущий инструктаж рабочих.
Для оперативной работы потехнике безопасности на руднике организован отдел по охране труда,возглавляемый техническим руководителем по охране труда и техники безопасности.
Организацией трудапредусмотрено совмещение производственных профессий, поэтому рабочие очистных иподготовительных забоев проходят обучение в УКК по всем применяемым профессиям.
Все рабочие рудника должныбыть ознакомлены с запасными выходами из горных выработок предусмотренными вплане ликвидации аварий, и правилами личного поведения во время аварий подроспись.
10.5 Техническиемероприятия
Вопросы техники безопасностинепосредственно связаны с технологическими процессами и видами работ.
Для Риддер-Сокольного рудникапредусмотрены закрытые решетчатые перегородки с предупредительными надписямизакрывающие доступ в горные выработки, представляющие опасность для людей. Всенедействующие рудоспуски перекрываются сверху и снизу. Устья действующихстволов ограждаются с неработающей стороны металлической сеткой высотой 2,5метра.
У стволов шахт на всехгоризонтах устанавливаются решетки. Устье рудоспускных отделении восстающих ограждаютсярешетками, а материально-ходовые — лядами.
Все движущиеся части идвигатели стационарных машин и установок ограждаются перилами высотой не менее1 м с надписями, предупреждающими об опасности.
В связи с большойпротяженностью горно-капитальных выработок, предусмотрена перевозка рабочих додобычных участков в пассажирских вагонах типа ВП-18.
Перевозка ВМ производится вспециальных вагонетках типа ВДВ, причем ВВ и СВ должны быть разделены междусобой. При перевозке ВМ в голове и в хвосте поезда устанавливаются световыезнаки.
Подземные склады ВВрасположены:
– на 11 горизонте в 450м от ствола шахты «Андреевская»,
– на 13 горизонте в 350 м от ствола шахты «Быструшинская»,
– на 16 горизонте в 500 м от ствола шахты «Быструшинская».
Склады имеют два выхода ипроветриваются обособленной струёй воздуха.
Суточный расход ВВ наподготовительных работах:
Qсут.п= Qпgпqпр (100)
где Qп= 320 м – общий объем проходки;
gп = 2,5 т/м3– объемныйвес породы;
qпр= 0,7 кг/т – удельный расход ВВ на подготовительных работах.
Qсут.п= 320*2,5*0,7 = 560 кг

Так как системой разработкипредусмотрены массовые взрывы, ВВ для зарядки скважин спускается с поверхностинепосредственно перед заряжением. В подземном складе ВВ должен находитьсятрехсуточный запас ВВ для вторичного дробления.
Qсут.вт= Vсутqвт(101)
где Vсут– суточный выход негабарита (м3);
Q =0,2 кг/м3 – расход ВВ на вторичное дробление.
Qсут.вт= 2017*0,2 = 403 кг
В соответствии с ППБ емкостьсклада не должна превышать:
Qскл= (Qсут.п+ Qсут.вт)K (102)
Qскл= (560+403)*3 = 2890 кг
Предусматривается склад ВМкамерного типа, который состоит из:
– камеры хранения ВВ.
– камера хранения СВ.
– камера проверки электродетонаторов.
– камера выдачи ВМ.
– место для вагонетки и временного хранения тары.
В складе ВВ должен храниться10 суточный запас СВ.
V1св= 10qкдАсут+10qэдАсут(103)
V2св= 10qкшАсут+10qошАсут(104)
V1св= 10*0,03*4920+10*0,04*4920 = 3444штуки.
V2св= 10*0,37*4920+10*0,03*4920 = 32964м.

При проведении взрывных работприменяются следующие сигналы, подаваемые мастером-взрывником: 1)предупредительный — один длинный гудок: 2) боевой — два длинных гудка, 3) отбой- 3 коротких гудка.
Осмотр забоя после взрыванияпроизводится лицом технического надзора рудника, после чего выдается разрешениена продолжение работ.
 
10.6 Санитарно-гигиеническиемероприятия
Мероприятия по борьбе срудничной пылью. Бурение шпуров и скважин с промывкой их водой и доставкойсоответствующих реагентов. Отбитая руда орошается.
В местах интенсивногопылеобразования (бункеры, дозаторы, пункты загрузки и разгрузки)устанавливаются водяные завесы или туманообразователи. Разгрузочные пункты воколоствольных дворах проветриваются обособленной струёй свежего воздуха.
Расчет оросительной установкидля погрузочного люка, производительностью 1,5 т/мин.
Расход воды на орошение:
Q = Aq (105)
где q= 10 – удельный расход воды.
Q =1,5*10 = 15 л/мин
Производительность однойфорсунки:
q' = КÖР (106)
где К = 3 – коэффициентрасхода форсунки ЗФ-3;
Р = 1,8 мПа – рабочеедавление.
q' = 3Ö1,8 = 4 л/мин
Требуемое число оросителей:
N = Q/q' (107)
N =15/4 » 4
Одним из самых важныхфакторов, обеспечивающих нормальные условия работ является качественноепроветривание горных выработок.
Камеры ГСМ, подземные складыВМ, ремонтные пункты имеют обособленное проветривание с выводом исходящей струив квершлага воздухо-выдающих шахт.
С целью снижения вибрациипредусмотрено применение виброгасящих кареток на буровых машинах.
Применяются следующиеиндивидуальные средства защиты от вибрации: рукавицы с двойной прокладкой наладони.
Расчет пружинной вибрации насиденье машиниста электровоза Х14М:
Среднегеометрическая частотаколебаний сиденья:
f = а/2pd (108)
где a= 20 м/с2 – виброускорение площадки сиденья,
d = 0,03 м/с – виброскорость.
f = 20/2*3,14*0,03= 106,2 Гц
Частота собственных колебаний:
fс = f/4 (109)

fс = 106,2/4 = 26,5 Гц
Статистическая осадкаплощадки:
hcn = 25/fст/> (110)
hcn= 25/(26,5)2 = 0,0356 м
Жесткость одноговиброизолятора:
Q = (mg)/(hcтN) (111)
где m= 400 H – масса сиденья;
N = 5 – число пружин.
Q =(400*9,81)/(0,0356*5) = 25*103 Р/м
Диаметр пружины:
D = 2,16*3Ö(mg)/(tN) (112)
D = 2,16*3Ö(400*9,81)/(4,22*106*5)= 0,12 м
Радиус прутка виброизолятора:
r =0,25*3Ö(D4e)(gв) (113)
где e = 7,84*104 Н/м – модульсдвига для стали 45;
в = 10 – количество витков.
r =0,25*3Ö(0,124*7,84*104)(25*103*10)= 0,01м

С целью снижения вредноговлияния шума предусмотрено применение глушителей шума ГШ-3 для вентиляторовместного проветривания, а также следующих ИСЗ: беруши, наушники.
Для условий Риддер-Сокольногоместорождения применимы индивидуальные светильники типа СГУ-4 «Украина». Длязащиты от рудничной пыли используются респираторы «Лепесток». Исходя извысокого содержания серы в породах (до 30%) и выделения сероводорода исернистого газа принимают изолирующие самоспасатели типа ШС-7.
Количество санитарно-бытовыхпомещений: общее количество рабочих 1378 человек, из которых 1014 человек — подземнаягруппа, 198 – поверхностные рабочие. ИТР и служащие – 166 человек.
По санитарно-гигиеническимусловиям рудник относится ко II классу. Для таких производств необходимы:гардеробная для спецодежды и для домашней одежды, душевая, помещение дляобеспыливания и стирки спецодежды, ламповая, респираторная, медпункт, столовая.
Гардеробная состоит из 2отделений для домашней одежды и спецодежды оборудованная двойными шкафамизакрытого типа 50х40х165 см. оснащенными решетками для вентиляции.
Количество душевых сетоквыбирается из расчета, что самая многочисленная смена может помыться за 45 мин:
M = ((X+Y+Z)Ktb)/(aT) (114)
Где t=15 мин – норма времени на 1 человека;
b= 0,7 — коэффициент неравномерности;
a – число рабочих смен.
М = ((1014+198+166)*1,1*15*0,7)/(3*45)= 38 кабинок
Расход воды на одного человекасоставляет: j = 125л (t° =37°С)
тогда общий расход:
Q=((X+Y+Z)K*j)/a (115)
Q =((300+80+63)*1,1*125)/3 = 20304 л
q = Q/T (116)
q =20304/45 = 451 л/мин
Стирка спецодежды производитсяПКФ ТОО «Тексти-Лайн».
Количество аккумуляторныхголовных светильников СГУ-4 «Украина»:
L = (X-Z)K (117)
L =(1014+166)*1,1 = 1298 штук
Для зарядки аккумуляторныхбатарей применяются 15 зарядных столов ЗСУ-2Д, установленные в ламповой сжетонным контроллером КАЖ-1.
Регистрационная находится всмеженном с ламповой помещении, где хранятся и выдаются рабочим респираторы«Лепесток» и самоспасатели ШС-7. Количество респираторов и ШС-7 по 1400 штук.
Предусматривается два поверхностныхмедпункта IV класса, обслуживаемый фельдшером и медсестрой.
Каждый медпункт состоит изпомещения для приема больных площадью — 18м2 и процедурной площадью- 54м2, где расположены ингаляционная установка для тепловлажной имасляной ингаляции, фотарий с ртутно-кварцевой лампой ПРК-7 мощностью 1000 Вт.
 
10.7 Противопожарнаяпрофилактика
При проектировании размещениянадшахтных зданий и сооружений на промплощадке учитывается направлениегосподствующих ветров. Для предупреждения пожаров надшахтные здания исооружения выполнены из огнеупорных материалов. Предусмотрена установкапротивопожарных ляд и дверей для избежания попадания дыма и продуктов горения вгорные выработки.
В околоствольных дворахосновных горизонтов предусмотрено размещение противопожарного поезда, которыйсодержит в себе все необходимые средства для тушения пожаров.
В каждой камере, где возможновозгорание необходимо разместить противопожарный щит со средствами тушенияогня, ящик с песком, огнетушители.
Воздушные магистрали имеют приспособлениедля переключения их на подачу воды. Проектом предусмотрена прокладкапротивопожарного трубопровода.
На поверхности в 150 м отствола шахты размещена насосная станция с противопожарным резервуаром.
Так как давление втрубопроводе не должно превышать 150 мм.вод.ст. в трубопроводе стволаустанавливаются гидроредукторы через каждые 150 м.
Для участкового трубопроводарасход воды определяется из расчета расхода на одну противопожарную завесу наисходящей струе и один пожарный ствол КР-Б с расходом воды 30 м3/час.
Расход воды на завесу:
Q = Sq (118)
где S= l 1,6 м3 – сечение квершлага,
q =7,8 – удельный расход воды на 1 м2 сечения при скорости движениявоздуха 6 м/с.
Q =11,6*7,8 = 90,5 м3/час

Расход воды на одну винтовуюнасадку ВВР — 1 при давлении 0,4 мПа составляет 16,2 м3/час, тогдаколичество насадок:
•n^Q/Q1 = 90,5/16,2 = 6 штук (119)
Фактический расход воды наодну завесу:
Q' = Q1n (120)
Q' =16,2*6 = 97,2 м3/час
Общий расход воды напожаротушение и изоляцию:
Q = Qc+Q' (121)
Q =30+97,2 = 127,2 м3/час
Внутренний диаметртрубопровода:
d =0,0188*^(Q/V) (122)
где V= 2,5 м/с скорость движения воды в трубопроводе.
d =0,0188^(127,2/2,5) = 0,134 м
Принимаем стандартныйтрубопровод с внутренним диаметром d = 145мм и толщинойстенки 7 мм. Наружный диаметр d = 159 мм.
Необходимый напор уводозабора:
Н = KQLAQ2+Нг+Нк(123)
Н =1,05*(150+560+500)*6,7*106*127,22+490+16 = 158 мм = 1,58 мПа

Принимаем насос погружноготипа ЭЦНВ – производительность (Qн) 1,8 –182 м3/час, высота напора (Нн) 0,18 – 2,5 мПа.
Емкость пожарного резервуара:
 
V = Qобщ3 = 127,2*3 = 400 м3 (124)
 
10.8 План ликвидации аварии
Общие положения ПЛА поРиддер-Сокольному руднику:
1. План ликвидации аварииявляется руководством в действиях всех рабочих и ИТР Риддер-Сокольного рудника,подрядных организаций, личного состава ВГСЧ при возникновения аварии поспасению людей и ликвидации аварии.
2. Ответственным руководителемработ по ликвидации аварий является главный инженер рудника, а до его прибытия– диспетчер рудника.
3. Руководителемгорноспасательных работ является командир ВГСО.
4. Рабочие и ИТР рудника иподрядных организаций, обнаружившие аварию, обязаны:
а) сообщить об авариидиспетчеру и горному мастеру, указать место аварии, ее характер и свою фамилию,
б) немедленно на месте пожара(если это не угрожает жизни) до прибытия бойцов ВГСО принять меры по еготушению. При возгорании электрокабелей и электроустановок необходимо ихобесточить, после сего приступить к тушению, предупредить об опасностинаходящихся вблизи людей.
5. Оповещение об авариипроизводится согласно «Инструкции по оповещению аварии».
6. Ознакомление рабочих справилами личного поведения во время аварии, выпиской из ПЛА, запаснымивыходами, производится начальниками участков и служб под роспись 2 раза в год.
7. При остановке ВГП более чемна 30 минут люди выводятся из тупиковых забоев на свежую струю, более чем на 2часа – на поверхность.
8. Время прибытия 1-гоотделения Риддер-Сокольного взвода ВГСО – 20 минут, 2-го отделения – 30 минут.

11. Охрана недр иокружающей среды
В настоящее время вопросыохраны и использованием недр уделяется большое внимание. Настоящим проектомпредусматривается следующие вопросы в области охраны, природы:
– охрана земель и почв;
– охрана водоисточников;
– охрана атмосферы;
– охран недр.
Охрана земель и почв. Припланировании площади под предприятие учитывают его размер из минимальногонеобходимого участка земли, менее плодородного и непригодного для использованияв сельском хозяйстве. На территории промплощадки, при строительстве зданий исооружений верхний плодородный слой почвы; снимается, вывозится за зонустроительства и складируется. Под хвостохранилище и отвалы отводятсяминимальные площадь земли непригодного для сельхозработ, так как основная частьхвостов обогащается и пустые породы используются для закладки выработанногопространства.
Охрана водоисточников. Шахтныеводы рудника загрязнены механическими примесями, маслом, мазутом, в связи сэтим предусматривается строительство станций нейтрализации для очитки воды. Снабжениерудника водой пригодной для потребления осуществляется по промводопроводу.
Охрана атмосферы. Охранаатмосферы включает мероприятия предотвращающие загрязнение атмосферы от газов,образовавшихся в результате взрыва зарядов скважин. Проектом предусматриваетсябольшой объем работ по пылеподавлению. Вокруг зданий и сооружений промплощадкивысаживают кустарники и деревья. Ширина насаждения 30 метров.
Все автомобильные дорогизаасфальтированы, в летнее время специально орошаются водой. Вся площадка, свободнаяот строений и дорог озеленяется насаждениями многолетних трав и разбивкойцветочных клумб.
Склады топлива, стволыразмещаются с учетом розы ветров в грязной зоне промплощадки.
На подземных работахдопускаются следующие нормы предельных концентраций газа и пыли:
Газы:
СО — 0,0017% (20 м/м3)
H2S — 0,0017% (10 м/м3)
S О2 — 0,00038% (10 м/м3)
N О2 — 0,00016% (Зм/м3)
Акролины — 0,00009% (0,2 м/м3)
Альдегиды — 0,00004% (0,9 м/м3)
Аммиак — 0,0025 % (20 м/м3)
Пыль: содержащая от 10 до 70%свободной (2 м/м3).
Охрана недр. Охрана недрпредставляет собой систему мероприятий производственно-технического назначения,предусматривает систему разработки месторождения, обеспечивающих полноеизвлечение запасов руды, снижение потерь и разубоживания.
На Риддер-Сокольном рудникепредусматривается применение ранее описанных систем.
Проектом предусматриваетсяиспользование обогатительных хвостов, после извлечения полезных ископаемых,шлакозаменителей, что в свою очередь снижает потребности в землях отводимых подхвостохранилище и улучшает санитарно-гигиенические условия труда в районедобычи и переработки руд. Надшахтные копры рудника расположены за зонойсдвижения горных пород. Предусматривается постоянная доразведка месторождениястрогое соблюдение и учет попутно добываемой руды, временно используемыхполезных ископаемых. Отходы ископаемые в пределах промышленного содержанияиспользуются повторно.

12. Экономика и организацияпроизводства
Годовой режим работыРиддер-Сокольного рудника является прерывным при шестидневной рабочей недели.Число рабочих дней в году — 305. Количество рабочих смен в сутки – 3.Продолжительность рабочей смены – 6 часов.
Численность работающих ипроизводительность труда
Явочный состав повременнооплачиваемых рабочих определяется путем расстановки по их рабочим местам, всоответствии с нормами выработки и количеством рабочих мест, необходимых длявыполнения запланированного объема работ.
Таблица 14 – Плановаячисленность рабочихНаименование работ Объем работ Норма выработки Чел/смены
Проходческие работы (ГРЭХ+НР), м3 139642 2,36 59170 Буровые работы, п.м 383019 18,2 21045
Очистная добыча, м3 625000 23,9 26150
Расчет фактической численностирабочих:
Nф= NпКсс (125)
где Nп– плановая численность рабочих, чел;
Ксс – коэффициентсписочного состава (1,2).
Таблица 15 – РасстановкаработниковПрофессия Численность, чел
  Проходчик 194
  ГРОЗ 86
  Машинист буровой установки 69
  Взрывник мех.зарядки 14
  Взрывники по контролю 5
  Крепильщики 114
  Слесарь по ремонту оборудования на подземных работах 14
  Электрослесарь по ремонту оборудования на подземных работах 164
  Электрогазосварщик на подземных работах 22
  Слесарь по ремонту оборудования на поверхности 10
  Электро слесарь по ремонту оборудования на поверхности 10
  Электрогазосварщик на поверхности 3
  Раздатчик ВМ 19
  Горнорабочий по доставке ВМ 7
  Дозировщик комплекса закладочных смесей 20
  Профессия Численность, чел Горнорабочий по контролю за бетоноводом 3 Машинист электровоза 95 Люковой 19 Машинист погрузмашины (ПКУ) 28 Дорожно-путевой рабочий 42 Доставщик крепи и лесоматериалов 13 Горнорабочий ВШТ 6 Машинист подъемной установки 54 Стволовой 35 Стволовой-дозаторщик 16 Заточник бурового инструмента Телефонист 12 Ламповщик 21 Машинист ПДМ 2 Машинист питателя 14 Машинист мельниц 5 Электромонтер 5 Кладовщик по учету ВМ 1 Горнорабочий на геолого-маркшейдерских работах 25 Горнорабочий ГГ службы 3 Дробильщик 3 Машинист насосной установки 30 Аппаратчик ст.вод 5 Горнорабочий по очистке водосборника 4 Кладовщик 1 Курьер 1 Машинист козлового крана 1 Всего рабочих: 1212 Руководители 21 Специалисты, высшего уровня квалификации 22 Специалисты, среднего уровня квалификации 23 Служащие 24 Всего служащих: 166 Итого по руднику: 1378 /> /> /> />
Себестоимость товарнойпродукции
На основании экономическихпоказателей Риддер-Сокольного рудника себестоимость товарной продукциисоставляет:
Таблица 16 – Калькуляциясебестоимости товарной продукцииЭкономические элементы и статьи затрат Себестоимость, тенге Всего На 1 т руды Заработная плата 480 000 000 252,1 Экономические элементы и статьи затрат Себестоимость, тенге Всего На 1 т руды Материалы 1 011 386 511 532,3 Капитальное строительство 625 006 862 328,9 Энергетические расходы 98 930 580 52,1 Амортизационные расходы 36 204 000 19,1 Услуги вспомогательных цехов 300 415 047 158,1 Затраты на охрану труда 11 935 000 6,3 Итого: 2 563 878 000 1349,4
12.3 Прибыль ирентабельность производства
Балансовая прибыль:
П = С-З
где С – стоимость товарнойпродукции;
З – затраты.
П = 5461,078-2563,878 = 2897,2млн.тенге

Рентабельность производстваопределяется отношением балансовой прибыли к производственным фондам (Опф):
Р = (П/Опф)100
Р = (2897,2/22286,19)*100= 12,9 %
12.4  Технико-экономическиепоказатели рудника
Годовая производственнаямощность рудника – 1900000 т
Число рабочих дней в году –305 дней
Суточная производительностьрудника – 6230 т
Списочная численностьтрудящихся – 1378 человек
Списочная численность рабочих –212 человек
Сменная производительностьтруда рабочего на:
очистной добычи – 67 т
проходческих работах – 2,36 м3
буровых работах – 18,2 п.м
Стоимость товарной продукции –5461,1 млн.тенге
Фонд заработной платы – 480млн.тенге
Материальные затраты рудника –1011,4 млн.тенге
Энергетические затраты рудника– 98,9 млн.тенге
Себестоимость 1 т добычи руды –1349,4 тенге/т
Балансовая прибыль предприятия– 2897,2 млн.тенге
Рентабельность производства –12,9 %
12.5  Экономическийэффект
В данном дипломном проектеэкономический эффект достигнут за счет изменения сетки разбуривания иприменения простейшего типа ВВ.
На блоке 1 залежи«Центральная» применяется сетка разбуривания — 2,5х2,5м. Специалистами УГП ТОО«Казцинк», совместно с специалистами рудника, проведены исследованияэкономического эффекта при различных сетках разбуривания. Сравнительнаятехнико-экономическая оценка сеток разбуривания приведена в таблице 17.
Таблица 17 – Сравнительнаятехнико-экономическая оценка сеток разбуривания по залежи «Центральная»Риддер-Сокольного рудникаНаименование Сетка разбуривания 2,5х2,5м 2,7х2,7м 2,9х3,0 Объемы бурения, м 7033 6055 5107 Разбуриваемые объемы, т 117464 117464 117464 Выход руды с 1 п.м., т 16,7 19,4 23 Себестоимость 1м скважины, $ 3,31 3,31 3,31 Затраты на бурение, $ 23280 20042 16904 Затраты на весь объем ВВ, $ 15564 13508 11453 Удельный расход ВВ (гранулит), кг/т 0,53 0,46 0,39 Расход ВВ на весь объем камеры, кг 62256 54033 45810 Стоимость ВВ, $ 233 233 233 Расход на весь объем камеры, кг 8093 7024 5955 Затраты на весь объем ВВ, $ 0,53 0,46 0,39 Удельный расход ВВ (игданит), кг/т 62256 54033 45810 Стоимость ВВ, $ 120 120 120 Затраты на отбойку при А-6 (5+6) 38843 33550 28357 Затраты на отбойку при игданите (5+7) 31372 27066 22859
Учитывая данные исследованияприходим к выводу о целесообразности применения сетки разбуривания – 2,9х3,0м.
Согласно табличных данныхэкономический эффект при изменении сетки разбуривания с 2,5х2,5 на 2,9х3,0составляет:
При бурении: 23280-16904 =6376 $
При расходе ВВ: 62256-45810 =16446 кг
Учитывая данные исследования итехнические данные ВВ (таблица 18), используемых на руднике приходим к выводу оцелесообразности применения игданита.

Заключение
Актуальность проблем вразработке месторождений полезных ископаемых для Республики Казахстан убеждаетнас в том, что необходимо дальнейшее освоение запасов, так как залегающее нанебольших глубинах от поверхности земли в устойчивых породах и сравнительноблагоприятных условиях рудные тела, постепенно исчерпываются. В настоящее времяразрабатываются рудные тела на флангах (более отдаленные), что увеличиваетсебестоимость товарной продукции.
Разработанный дипломный проектна тему «Проект массового взрыва блока 1 залежи «Центральная» Риддер-Сокольногоместорождения» позволяет увеличить рентабельность рудника за счет снижениясебестоимости путем увеличения сетки разбуривания, применения простейшего типаВВ при массовом взрыве.
Дипломный проект разработандля конкретной выемочной единицы и согласно утвержденного годового плана подобычи руды Риддер-Сокольного рудника будет введен в действие в 2011 году.

Список литературы
1.  БрюховецкийО.С. Технология и комплексная механизация
разработкиместорождений. / Бунин Ж.В., Ковалев И.А. – М.: Недра, 1989
2.  Справочникинженера-шахтостроителя, в двух томах. – М.: Недра,
1983
3.  ОрловВ.В., Янчур А.М., Бабичев Н.С., Петров А.М., Пономаренко
А.К., Гудзь А.Г.Проведение и крепление горных выработок. – М.: Недра, 1965
4.  СкочинскийА.А., Комаров В.Б. Рудничная вентиляция. – М.-Л.
Углетехиздат, 1951
5.  Единыеправила техники безопасности при взрывных работах. – М.:
ИПО ОБТ, 1993
6.  Единыеправила безопасности при разработке рудных, нерудных и
россыпных месторожденийподземным способом. – М.: Недра, 1972
7.  Единыеправила безопасности при взрывных работах. – М.: НПО
ОБТ, 1992
8.  Единыеправила безопасности при разработке рудных и нерудных
месторождений полезныхископаемых. – М.: ИПО ОБТ, 1992
9.  БрыловС.А. и др. Современная технология и механизация горно-
разведывательных работ.– М.: Наука, 1975
10.  АгошковМ. И., Малахов Г. М. Подземная разработка рудных
месторождений – М.:Недра, 1986
11.  ИменитовВ. Р. Процессы подземных горных работ при разработке
рудных месторождений. –М: Недра, 1984
12.  КаплуковР. П. Справочник по горнорудному делу. – Алматы, 1996
13.  РаскильдиновБ. У. Создание васокоэфективной технологии добычи
руды приэтажно-камерной системе разработки. – Алматы, 1996
14.  Горно-геологическийсправочник по разработке рудных
месторождений. Том 1. –Алматы, 1997
15.  ГребенюкВ.А., Пыжьянов Я.С., Ерофееы И.Е. Спарвочник по
горному делу. – М.:Недра, 1983
16.  АстафьевЮ.П., Близнюков В.Г. Горное дело. – М.: Недра, 1980
17.  АхметовМ.М., Береза В.Г., Гребенюк В.А. и др.
Совершенствованиегорных работ на рудниках Лениногорского полиметаллического комбината. –Алма-Ата, 1968
18.  СпециалистыЛГОК ОАО «Казцинк». Технико-экономическое
обоснованиеэффективности отработки Риддер-Сокольного месторождения (2000-2015гг). – ОАО«Казцинк» Лениногорский горно-обогатительный комплекс, 2000
19.  Технологическаяинструкция. Процесс добычи руды на Риддер-
Сокольном руднике.ТИ-02-21-01-03. – РГОК. Риддер, 2003