Подготовка и организация массового взрыва в блоке

--PAGE_BREAK--Для обеспечения заданной производительности горизонта в околоствольном дворе принята кольцевая схема откатки. Кроме того, на горизонте предусматриваются следующие типовые камеры: остекленная ниша сигнальной аппаратуры, камера ожидания.
1.4 Подготовка этажа
Рудные залежи шахты имени Ленина вскрываются путем продления существующего главного и вспомогательного стволов шахт и проходки от них к залежам квершлагов и полевых штреков. Вскрытие горизонтов осуществляется сдвоенными этажами с общей высотой 150м, из которых промежуточным является горизонт 1275м, а основным – горизонт 1350м. Вскрытие горизонта 1275м осуществляется двухпутевым квершлагом и откаточными полевыми штреками, пройденными от ствола «Слепая – Вспомогательная». От ствола шахты имени Ленина на промежуточном горизонте пройден двухпутевой квершлаг, что служит для вентиляции подземных выработок и для откатки горной массы. Перепуск руды с гор. 1275м предусматривается в районе ствола шахты имени Ленина по специальным гезенкам. Подготовку залежей гор. 1275м осуществляем ортами, расстояние между которыми равно 60м, а для блоков с вибродоставкой – 30м.
Для выброса отработанной струи воздуха на 10м выше горизонта 1275м, проходится вентиляционный штрек.
Ствол шахты имени Ленина пройден в лежачем боку месторождения до гор. 1425м круглой формы, диаметром 7.5м.
Ствол оборудован скиповым и клетьевым подъемами. Скиповой подъем оборудован двумя 30т скипами. Клетьевая многоканатная подъемная установка оборудована двухэтажной клетью с противовесом для подъема на нижнем этаже одной вагонетки ВГ-4.5 грузоподъемностью 10т. Предусматривается углубка ствола до гор. 1500м.
Ствол шахты «Слепая – Вспомогательная» пройден вблизи рудных залежей с гор. 900м до гор. 1350м, круглой формы диаметром 5.5м. Ствол оборудован подъемной установкой с одноэтажной клетью, что обеспечивает подъем до гор. 1350м.
Ствол шахты «Северная – Вентиляционная» пройден в лежачем боку месторождения до гор 1125м. Ствол служит для выдачи исходящей струй воздуха из северного крыла шахты.
Ствол шахты «Фланговая» пройден в лежачем боку месторождения до гор. 1200м круглой формы диаметром 6.5м. Предусматривается углубка ствола до гор. 1350м. Ствол оборудован одноклетьевой подъемной установкой. Клеть одноэтажная на одну вагонетку ВГ-4.5 грузоподъемностью 10т. Ствол служит для выдачи исходящей струи воздуха с южного крыла шахты и как запасной механизированный выход на поверхность. С целью обеспечения нормальных условий для отработки месторождения как на промежуточном, так и на основном горизонтах предусматривается оборудование камер основного и вспомогательного назначения.
Подземные камеры гор. 1275м и гор. 1350м строятся с учетом размещения в них оборудования, механизмов, а также проходов в соответствии с нормами технического проектирования. Крепление камер принято соответственно с горно-геологическими условиями в местах их строительства.
Для сохранения перфораторов, пневмоколонок, горючих, смазочных и других материалов на горизонте 1275м предусмотрена специальная инструментальная камера. Ремонт перфораторов и другого пневматического оборудования необходимо производить на поверхности в ремонтных мастерских. Возможность выдачи на поверхность погрузочных машин, перфораторов, пневматических лебедок и другого оборудования обеспечено действующими клетьевыми подъемами шахт.
Строительство подземных пунктов первой медицинской помощи согласно §723 ЕПБ необходимо на шахтах с числом подземных работников более 600 человек, независимо от производительности шахты. Соответственно с действующим проектом число подземных работников превышает 600 человек, а потому на гор. 1200 и 1275м предусматривается по одной камере медпункта.
Подземные камеры ожидания рекомендуется оборудовать на шахтах из общей численностью работников более 400 человек. Соответственно к этим рекомендациям настоящим проектом предусматривается строительство камеры ожидания на гор. 1200м возле ствола шахты имени Ленина на 50 работников.
Камера депо и мастерская вагонеток расположена на грузовом квершлаге шахты имени Ленина. Расчетами проверено, что при работе электровозов на горизонте в количестве от 5 до 30 единиц необходимо одно ремонтное место, а при числе вагонеток на горизонте 100 единиц необходимо также одно рабочее место в мастерской по ремонту вагонеток.
Соответственно с §620 ЕПБ на каждом действующем горизонте шахты для хранения противопожарных материалов, оборудования и инструментов необходимо предусмотреть камеры противопожарных материалов. Данным проектом камера центрального склада противопожарных материалов предусматривается на гор. 1200м, 1275м, 1350м. Камера строится в обособленной выработке связанной с квершлагом шахты имени Ленина.
Для сохранения взрывчатых материалов предусматривается склад на гор.1200м и 1350м. Объем склада 10 тонн. Для выдачи ВМ взрывникам и для приема от них в конце смены остатков неиспользованных ВМ проектом предусматривается строительство раздаточной камеры. Объем раздаточной камеры ВМ – 500 кг, СВ – 500 кг.
1.5 Применяемые системы разработки
Разработка этажей на шахте имени Ленина производится в основном этажно-камерной системой разработки и многими вариантами подэтажного обрушения.
Камерная система разработки при большой и средней мощности залежи в крепких рудах обуславливает сравнительно большой запас руды приходящейся на один забой и в связи с этим продолжительную стабильность рабочего места. При этой системе применяется внедрение высокоэффективных вибродоставочных установок типа «Сибирячка», производительность которых составляет 500-700 т/см.
Повышение производительности доставки сокращает период выпуска камерного запаса, и в связи с этим уменьшается время воздействия горного давления на потолочину и междукамерный целик, особенно на больших глубинах.
Эта система обеспечивает сравнительно высокую стабильность рабочих мест.
Отбойка руды производится, в очистных забоях, с помощью глубоких скважин станками НКР-100М.
Производительность очистного забоя при подэтажно-ка-
мерной системе разработки со скреперной доставкой 150 т/см,
при вибровыпуске 500-600 т/см.
Система этажно-камерной отработки с отбойкой руды из подэтажных выработок имеет следующие параметры:
мощность 8-50м; угол падения больше 55˚; крепость руды f=10-16; руда средней ценности, высокого качества; породы висячего и лежачего бока выше средней крепости и устойчивости.
Производительность 1 рабочего 50-60 т/см.
Расход погонажа 7-11 м/100тонн.
Расход леса 3-5 м?/1000тонн.
Потери 12-17 %.
Разубоживание8-13 %.
1.6 Подъем руды
Скиповая подъемная установка шахты имени Ленина оборудована 25-и тонными скипами с разгрузкой через шиберный затвор. Масса скипа 22345кг. Подъемная машина типа МК 5 х 4 допускает максимальное статическое натяжение канатов 120 00 кгс и максимальную разницу статических натяжений 25 000кгс. Передаточное число редуктора – 10.5. Приводом подъемной машины служат два двигателя постоянного тока типа ПБК 120/60 мощностью 2 250квт со скоростью 560 об/мин и напряжением 860В, максимальная скорость подъема, обеспеченная электроприводом равна 14м/с. Подъемная установка должна обеспечивать подъем товарной руды в количестве 1.5 млн.т и пустой породы – 300 тыс.т в год с гор. 1350м. Загрузка скипов осуществляется с дозатора подземного бункера, выпускные отверстия которого расположены на 66.8м ниже гор.1350м. Разгрузка скипов производится в приемный бункер, расположенный в копре на высоте 31.6м от уровня головок рельс копра ствола шахты.
Клетьевая подъемная установка шахты имени Ленина оборудована одной двухэтажной клетью с противовесом на вагонетку ВГ-4.5 грузоподъемностью 10т. Масса клети 23580кг. Масса вагонетки 2 750кг. Размер клети в плане 6.5 х 1.58м. Существующая подъемная машина типа МК 5х4 допускает максимальное статическое натяжение канатов
12000 кгс и максимальную разницу статических напряжений 10 000 кгс.
Для привода подъемной машины используются два электродвигателя постоянного тока типа МП-1 400-500 мощностью по 1030квт со скоростью вращения 500 об/мин на напряжение 750В. Передаточное число редуктора 10.5. Максимальная скорость подъема 12м/с. Принимаются к навеске четыре головных каната диаметром 45.5 мм за ДСТ 7669-69 из суммарным разрывным усилием 138 500 кгс при временном сопротивлении разрыву 140 кгс/мм? массой одного метра 9.046кг. Уравновешивающие канаты – плоские резино-троссовые размером 170х27.5 с суммарным разрывным усилием 13100кгс при временном сопротивлении разрыву 120кгс/мм? и массой одного метра 11.5кг. Предусматривается два каната.
Подъемная установка шахты «Северная-Вентиляционная» демонтирована и служит для выпуска исходящей струи воздуха.
Подъемная установка шахты «Слепая-Вспомогательная» оборудована одноэтажной клетью с противовесом для подъема одной вагонетки ВГ-4.5 грузоподъемностью 10т. Масса клети 7500кг. Масса вагонетки 2750кг. Размер в плане 4.5х1.5м. Существующая подъемная машина типа 1х4х3.2/0.45 установлена на гор.900м. Приводом подъемной машины есть два асинхронных электродвигателя типа АКН 16-31-20 мощностью по 500квт со скоростью вращения 290 об/мин на напряжение 6000В. Максимальная скорость подъема 5.78 м/с.
Настоящим проектом предусматривается использование подъемной установки для спуска-подъема людей, материалов, оборудования и выдачи пустых пород с гор. 1275, 1350, 1425 и 1500м.
Клетьевая подъемная установка шахты «Фланговая» оборудована одной одноэтажной клетью с противовесом. Размер клети в плане 4.5 х 1.5м. Масса клети 11 800кг. В клети одновременно располагается 60 человек. Максимальная скорость подъема 9.8 м/с. Настоящим проектом предусматривается использование клетьевой подъемной установки как запасного механизированного выхода на поверхность с гор. 1200м и 1350м.
1.7 Транспортировка руды и породы
В качестве подземного транспорта на шахте используется электровозная откатка. А весь процесс перемещения полезного ископаемого от забоя до поверхности можно разделить на три стадии: — доставка руды от забоя до откаточного штрека,
— откатка по штреку рельсовыми путями к стволу,
— подъем по стволу.
Доставка руды от забоя до откаточного штрека производится скреперными лебедками типа 17ЛС-2С, 30ЛС-2С, под собственным весом, а в вагоны прием руды и породы ведется на ВДПУ-4ТМ типа «сибирячка».
На откатке руды предусматривается применение контактных электровозов КР-10, К-14, КТ-14 и большегрузных вагонеток типа ВГ-9.0 грузоподъемностью 22.5т, также ВГ-4, грузоподъемностью 13.5т.
При проходке горноподготовительных выработок откатка пустой породы к стволу производится в вагонетки типа ВГ-1.4 грузоподъемностью 2.5т.
Железнодорожный путь устраивается из рельс типа Р-43, Р-38, длина рельсовых звеньев 6м, 12м, ширина колеи 750мм.
Транспортировка горного оборудования от ствола шахты к разгрузочным площадкам производится на специальных лафетах. Доставка людей от ствола на участки и обратно производится в пассажирских вагонах типа ВП-19, ВПГ-12, ВПГ-18 с числом посадочных мест 19, 12, 18 соответственно. Вагонетки для доставки леса типа ВЛ, и взрывчатки ВВ.
На поверхности руда и порода перемещается конвейерами, автомобильным транспортом, железнодорожным транспортом. Управление на подземном транспорте применяется централизованное или автоматическое. Комплекс технических средств для централизованного и автоматического управления движением называется системой СЦБ (сигнализация, централизация и блокировка).
Она позволяет осуществлять контроль и управление движением всего транспорта одному человеку – диспетчеру. Для связи диспетчера с машинистами электровозов наиболее совершенна высокочастотная телефонная связь.

1.8 Вентиляция шахты
В настоящее время горные выработки шахты имени Ленина проветриваются по фланговой схеме проветривания, где вентиляционные стволы находятся по флангам шахтного поля.
Воздух по выработкам будет двигаться в том случае, если между ее началом и концом будет иметься разность давлений, называемая депрессией. Естественная тяга возникает в основном из-за разности температур атмосферного и рудничного воздуха.
Свежий воздух в шахту поступает по стволу шахты имени Ленина, омывает забои. Отработанный воздух собирается на сборочном вентиляционном штреке и по последнему направляется к вентиляционным шахтам, а также непосредственно по горизонтам. На юге – к стволу шахты «Фланговая» и на севере к стволу шахты «Северная — Вентиляционная». Для проветривания горных выработок нужно чтобы в шахту поступало, не менее 210 м?/сек свежего воздуха.
При всасывающем способе проветривания вентилятор отсасывает воздух из вентиляционного ствола, а свежая струя воздуха поступает через главный ствол.
Вентиляционная шахта «Фланговая» оборудована вентиляторной установкой с двумя вентиляторами типа ВЦД-47У. Подача воздуха вентилятором достигает 500 м?/сек, давление (депрессия) – до 10 Па. Вентиляторы главного проветривания устанавливают в специальном здании на некотором расстоянии от устья вентиляционного ствола и соединяются с последним вентиляционным каналом. Устье ствола перекрывается.
Цель установки двух и более вентиляторов преследуется уменьшением риска при аварии и выхода из строя одного (основного) и заменой другим (резервного) без создания аварийной ситуации в самой шахте.
Применяют следующие режимы вентиляции: нормальный, нормально-форсированый (с увеличением подачи воздуха), нормальный замедленный (со снижением подачи воздуха), нулевой (с выключением вентилятора) и реверсивный (с изменением направления движения). Например: при пожаре в воздухоподающем стволе или примыкающих к нему выработках для избежания распространения вредных газов на рабочие участки, необходимо изменить направление воздушного потока, а для снижения скорости распространения пожара – уменьшить подачу воздуха.
Для этого применяют реверсивный замедленный режим, и люди выводятся через вентиляционный ствол.
На шахте имени Ленина массовый взрыв производят между сменами (в основном между первой и второй сменой), так как есть некоторый промежуток (1.2 – 2.5 часа) времени. Идет естественная вентиляция, или дополнительно ставят местные вентиляторы, для вентиляции сильно загазированных выработок: камер, штреков, ортов и т.д…
1.9 Водоотлив шахты
Комплекс мероприятий, осуществляемых на руднике для предупреждения затопления горизонтальных выработок подземными или поверхностными водами путем откачки шахтных вод, называется рудничным водоотливом.
Главная водоотливная установка расположена на горизонте 1200м у ствола шахты имени Ленина.
В шахтах «Фланговая» и «Слепая — Вспомогательная» также расположены зумпфовые водоотливные установки, как и на шахте имени Ленина. Водоотливные установки оборудуются насосами типа ЦНС-300х240. Имеют подачу от 38 до 300 м?/час и напор 0.44 – 12-14 Па. Устанавливают не менее трех насосов (один в работе, второй в резерве, третий – на ремонте). Главные установки предназначены для откачки всей или основной части воды, а вспомогательные – с отдельных участков.
Вода, поступает из горизонтальных выработок на горизонтах, стекает по водосточным канавкам к стволу шахты имени Ленина. Дальше вода перекачивается или на поверхность (избыток) или в изготовленные бассейны (г.975м) для вторичного использования. В шахте имени Ленина используется внутренний круговорот воды.
1.10 Энергоснабжение, освещение и пневмохозяйство
Электроэнергию шахта имени Ленина получает от подстанции «Ленинская П» 35/6кв.
Питание подземных потребителей шахты осуществляется от главной подземной подстанции расположенной на горизонте 1200м в руддворе шахты имени Ленина.
Передача электроэнергии на участки осуществляется через участковые подстанции. С этой целью на каждом горизонте приходится оборудовать по две участковые подстанции.
Для питания электровозной откатки предусматривается тяговые подстанции, они расположены по одной на каждом горизонте.
Для питания электроэнергией механизмов и аппаратов, работающих в руддворах, предусматриваются электроподстанции в околоствольных выработках шахт имени Ленина, «Слепая — Вспомогательная», «Фланговая». Для индивидуального освещения применяются аккумуляторные батареи.
Подземное освещение откаточных выработок предусматривает напряжение 127 В, очистные забои 36В, все аппараты выполнены в руд. исполнении.
Питание сжатым воздухом подземных работ производится от районной компрессорной подстанции КСЦВ-1.
    продолжение
--PAGE_BREAK--Сжатый воздух в шахту с поверхности от районной компрессорной станции подается по трубам по стволу шахты имени Ленина и шахты «Фланговая». В шахте по системе трубопроводов сжатый воздух распределяется по горизонтам.
1.11.Краткая геологическая характеристика участка залежи.
Форма рудного тела столбообразная, сложенная раздувами и пережимами; по сложности морфологии залежь относится ко П группе. Доля кондиционных включений кварцита составляет 11.0%. Кварцит мартитовый средней трещиноватости (6-15р/п.м), f = 15-18, устойчивый (П класс). Содержание железа варьирует от 38.74% до 44.8%. Мощность включений от 2 до 6 м. Залежь относится ко П классу (т.е. не слепая).
Залежь «69-1» сложена рудой мартитовой f = 8 слойчатой текстуры, средней трещиноватости (6-15тр/п.м) средней устойчивости (Ш класс). Средняя крепость с учетом включений кварцита – 11.6. Содержание железа в руде варьирует от 55.40% до 62.03%. Объемный вес руды залежи «69-1» — 3.6 г/см?..
Вмещающие породы висячего и лежачего бока представлены кварцитом мартитовым красно-серополосчатым, средней трещиноватости (6-15 тр./п.м), f=15, устойчивый П класс.
Содержание железа в/б – 38.74 – 43.38%, л/б – 35.31 – 43.0 %.
Объемный вес 3.29г/см?.. Плотность разубоживающих пород по залежи «69-1» — 3.15 г/см?..
На характеризуемом участке крупных разрывных нарушений нет. На гор. 1200 м выявлены локальные тектонические нарушения. Повсеместно наблюдается мелкая складчатость открытого типа, кливаж течения, разлома. Эти факторы снижают устойчивость пород и руд при обнажении.
Угол падения залежей «69-1» — 56˚.
Руда склонна к слеживанию. Плывунов на данном участке не ожидается.
Залежи и вмещающие их горные породы от первично залегающих вод, в основном, сдренированы до гор.1265м системой горных выработок и разведочно-дренажными скважинами.

1.12. Выбор и обоснование системы разработки.
Сущность наиболее распространенного при выборе системы разработки метода исключения сводится к рассмотрению возможности применения на данном месторождении или его части всех существующих систем разработки и исключению тех из них, условия, применения которых не соответствуют горно-геологической характеристике месторождения.
На первый взгляд метод исключения кажется громоздким, так как он требует рассмотрения большого числа систем для того, чтобы оставить из них только одну (или несколько). На самом деле, метод исключения не сложен потому, что никогда все системы разработки рассматривать не приходится; исключаются сразу как непригодные, по горно-геологическим условиям не отдельные системы, а целые их классы и для последующего детального рассмотрения остаются системы одного, реже двух-трех классов. Среди этих систем многие затем легко исключаются как непригодные и для окончательного технико-экономического сравнения обычно остаются две-три системы.
Следует иметь в виду, что поскольку выбор системы разработки является особо ответственной задачей, нельзя считать существенной экономию времени для ее решения. Главное требование к решению этой важной задачи — правильный и всесторонний учет влияния на выбор системы многочисленных горно-геологических факторов, взаимосвязанных в самых разнообразных сочетаниях. Этому требованию метод исключения отвечает.
Технико-экономическим сравнением оставшихся систем разработки выявляют из их числа систему, обеспечивающую наиболее высокие технико-экономические показатели. Окончательному выбору нередко предшествует промышленное испытание двух — трех систем. Как правило, уточнение конструктивных элементов системы осуществляется также в ходе экспериментов и в производственных условиях.
Широкое и постоянное проведение экспериментов по проверке новых эффективных систем и их конструктивных элементов, по усовершенствованию технологии очистной выемки составляет обязательное условие для успешной работы любого рудника.
Технико-экономическое сравнение систем разработки
В себестоимости добычи 1 т руды экономические последствия от разной величины потерь и разубоживания, как мы знаем, в полной мере не отражаются, хотя они обычно значительны. Напротив, нередко системы с высокими потерями и разубоживанием отличаются невысокой себестоимостью добычи.
Поэтому оценивать и сравнивать системы разработки по себестоимости добычи 1 т руды можно только в тех очень редких случаях, когда эти сравниваемые системы не отличаются по величине потерь и разубоживания. Во всех остальных случаях такая оценка приведет к ошибочным результатам.
Можно сравнивать системы разработки по себестоимости конечной продукции горного предприятия — концентрата или металла. Однако и этот показатель не всегда позволяет правильно и полно оценить экономическую эффективность системы разработки, так как он не отражает ущерба от потерь руды.
Оценивать экономическую эффективность систем разработки следует по величине получаемой годовой прибыли от реализации конечной продукции горного предприятия или по величине отношения этой прибыли к сумме капиталовложений в горное предприятие.
Но расчеты по определению суммы годовой прибыли горного предприятия и капиталовложений очень сложны.
Применительно к выбору систем разработки для части месторождения (отдельных блоков, рудных тел) можно пользоваться для экономической оценки себестоимостью добычи 1 т руды с учетом экономического ущерба, вызываемого разными по величине потерями и разубоживанием для сравниваемых систем.
Себестоимость добычи при таком сравнении должна определяться в расчете на добытую руду с одинаковым содержанием. Удобно вести все расчеты на 1 m добытой руды с балансовым содержанием (с). Экономический ущерб от потери и разубоживания в этом случае следует выражать также на 1 m руды с балансовым содержанием.
По данным геологическим условиям возможно применение следующих систем разработки:
а) подэтажное – обрушение с отбойкой руды веерами скважин на подсечку.
б) поэтажное — камерная система с оставлением веерного целика со стороны висячего бока.
При подэтажном обрушении веерами скважин на подсечку, на горизонте воронок проходят штреки подсечки, а затем на нее массовым взрывам вееров глубоких скважин, пробуренных из бурового штрека отбивают запасы подэтажа и ведут выпуск руды.
ТЭП системы
Производительность 1 рабочего 70-90 т/см
Расход погонажа 5-6 м/1000т
Расход леса 3-4м3/1000т
Потери 13-16 %
Разубоживание 9-13%
Достоинства системы
а) Простота работ.
б) Хорошая вентиляция забоев
в) Сравнительно высокая производительность труда.
г) Малый расход леса
д) Малое количество массовых взрывов за период отработки подэтажа.
Недостатки системы
а) Длительность производства подсечки
б) Большие потери и разубоживание руды
в) Большое сейсмическое воздействие взрыва на выработки блока.
При подэтажно – камерной системе разработки с оставлением временного целика со стороны пород висячего бока запасы подэтажа вынимают камерой. Для этого отрезную цепь и за тем на нее последовательно взрываю веера глубоких скважин, пробуренных из бурового штрека, пройденного на горизонте воронок. После выемки камерного запаса взрывают временный целик и потолочину.
ТЭП системы
Производительность 1 рабочего 50-60 т/см
Расход погонажа 6-8 м/1000т
Расход леса 5-7м3/1000т
Потери 8-12 %
Разубоживание 7-10%
Достоинства системы
а) Возможность получения высококачественной руды при приемке запасов блока.
б) Быстрота получения отрезной щели
в) Хорошая вентиляция забоев
г) Меньшие потери разубоживание руды.
Недостатки системы
а) Более низкая производительность труда
б) Наличие выходов в камеру
в) Большое количество массовых взрывов за период отработки подэтажа
г) Большой объем нарезных работ
Вывод
Учитывать геологию участка, ТЭП систем и то, что в висячем боку слабые породы с низким содержимым железа — наиболее рациональный системой разработки проектируемого участка залежи является система этажно-камерной разработки с оставлением временного целика со стороны висячего бока. Ее и принимаю в проекте.
1.13 Параметры системы.
Принятые значения параметров этажно-камерной системы отработки сведены в таблицу 1.
1.14. Порядок работы в блоке
Подготовительные работы
В породах лежачего бока проводится откаточный штрек, из него по краем блока проходят откаточные орты, а из них в породах лежачего бока проходят вентиляционного – ходовые восстающие до верхнего горизонта.
Нарезные работы.
Из откаточных ортов до верхнего подэтажа проходят рудоспуски. На подэтаже из вентиляционно-ходовых восстающих проходят вентиляционно-ходовые орты, а из них через рудоспуски проходят штреки доставки. По центру блока эти штреки сбивают вентиляционным ортом, из которого на верхний горизонт проходят вентиляционный восстающий.
Из штреков доставки проходят дучки. Над дучками левого бока проходят буровой штрек и на краю камеры проходят отрезной восстающий и отрезной орт. Для выемки потолочины проходят специальный буровой штрек.
Очистная выемка.
1-стадия – отрезка камеры и разворот воронок под ней. Отрезку камеры производят послойным взрыванием на отрезной восстающей двух параллельных рядов скважин пробуренных из отрезного орта.
2-стадия – выемка камерных запасов производится послойным взрыванием на щель вертикальных вееров скважин, пробуренных из бурового штрека горизонта воронок.
3-стадия – обрушение временного целика и потолочины, разбуренных веерами глубоких скважин.
По чертежу системы разработки рассчитывает запасы блока.
1.15. Выбор горного оборудования
Принимая во внимание современное состояние механизации труда на предприятии, для отработки блока в данных условиях применяю следующее оборудование:
Подготовительные работы.
Нарезные работы
Очистные работы
1.16. Расчет системы разработки
РАСЧЕТ ПРОХОДКИ ОТКАТОЧНОГО ШТРЕКА
Условия проходки: S = 10,2м2, fр = 16, Lраз = 80м
Оборудование: СБКНС-2С; ПК-60; ВР-4,5; Р-43.
Торкретирование d = 10мм.
Определяем норму выработки рабочих:
а) Определяем норму выработки бурильщика
                      (1)
где: Нспр = 1,75 м/см – справочная норма (СТН т. 1.11);
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
Кпопр = 0,95 – коэффициент, учитывающий подноску ВМ
б) Определяем норму машиниста ППН
                                    (2)
где: Нспр = 56,44 м3/см – справочная норма (СТН т. 4.8);
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
S = 10,2м2 – сечение выработки в проходке
в) Определяем норму для настилки пути
           (3)
где: Нспр = 6,24 м/см – справочная норма (СТН т. 6.1)
г) Определяем норму крепильщиков
              (4)
где: Тсм = 7часов – длительность смены
Кз = 0,9 – коэффициент занятости рабочего в течении смены
ΣНвр. на 1м = 2,94 – затраты времени на крепление 1м выработки
 Таблица норм времени
Комплексная норма выработки
Таблица 7 ГРАФИК ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ
Организация работ
В 1-ю смену производится уборка горной массы, затем крепление. Настилка пути и бурение во 2-ю смену.
Расход материалов и энергии
1. Расход сжатого воздуха
 (5)
где: бур – расход сжатого воздуха буровой кареткой;
tбур – время бурения.
lух – уход забоя
qппн – расход воздуха погрузочной машиной
tуб – время на уборку.
2. Расход ВВ
;
3.Расход электродетонаторов
;
4. Расход рельсового пути
;
5. Расход твердых сплавов
;
где q – расход твердых сплавов, 28,4 гр/м?
6. Расход буровой стали

7. Расход бетона;
;
РАСЧЕТ ПРОХОДКИ ОТКАТОЧНОГО ОРТА ПО РУДЕ
Условия проходки: S = 10,2м2, fр=8; Lразм = 80м.
Оборудование: СБКНС-2С, ПК-60, ППН-3, ВГ-4,5; Р-43,
УПК-17-9,8 через 1 м.
Определяем нормы выработки рабочих.
а) Определяем норму выработки бурильщика

где: Нспр = 1,75 м/см – справочная норма (СТН т. 1.17)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
б) Определяем норму машиниста ППН

    продолжение
--PAGE_BREAK--где: Нспр = 56,44 м3/см – справочная норма (СТН т. 5.8)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
S = 10,2 м2 – сечение выработки
в) Определяем норму рабочих по настилке рельсовых путей

где: Нспр = 6,43 м/см – справочная норма (СТН т. 1.19)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
г) Определяем норму крепильщика

где: Нспр = 1,48 м/см – справочная норма (СТН т. 5.40)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
Кпопр – поправочный коэффициент
Комплексная норма выработки
Таблица 9 ГРАФИК ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ
Организация работ
Два проходчика делают цикл в смену, лестничный ход проводится после проходки восстающего.
Расход материалов и энергии
1. Расход сжатого воздуха
 
2. Расход ВВ
;
3.Расход электродетонаторов
;
4. Расход твердых сплавов
;
6. Расход буровой стали

7. Расход рельсового пути
;
8. Расход металлической крепи
;
Расчет проходки нарезных выработок
РАСЧЕТ ПРОХОДКИ РУДОСПУСКА
Условия проходки: S =4м2, fр=8
Оборудование: ПТ-48, ППН-3А, УВГ-4.
а) Определяем норму выработки бурильщика

где: Нспр = 3,95 м/см – справочная норма (СТН т. 1.6)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
б) Определяем норму машиниста ППН

где: Нспр = 67,4 м3/см – справочная норма (СТН т. 4.3)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
в) Определяем норму крепильщика

где: Нспр = 2,76 м/см – справочная норма (СТН т. 5.6)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
Комплексная норма выработки
Таблица11 ГРАФИК ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ
Организация работ
Цикл производится в 2 смены, в 1-ю смену уборка горной массы и оборудование полков при проходке, начало 2-й смены продолжается оборудование полок, затем бурение и взрыв.
Расход материалов и энергии
1. Расход сжатого воздуха
 
3. Расход ВВ
;
4.Расход электродетонаторов
;
5. Расход твердых сплавов
;
6. Расход буровой стали

7. Расход леса
;
РАСЧЕТ В/Х ОРТА ПО РУДЕ
Условия проходки: S = 4м2, fр=8.
Оборудование: ПП-50В, 30ЛС-2С.
а) Определяем норму выработки бурильщика шпуров

где: Нспр = 2,77 м/см – справочная норма (СТН т. 1.16)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
б) Определяем норму скрепериста

где: Нспр = 20,6 м3/см – справочная норма (СТН т. 4.3)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
в) Определяем норму крепильщика
             
где: Нспр = 2,9 м/см – справочная норма (СТН т. 5.6)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
Комплексная норма выработки
Таблица13 ГРАФИК ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ
Организация работ
Цикл производится в 2 смены. В 1-ю смену скреперист очищают забой, звено из 2-х человек приступают к креплению, всю 2-ю смену бурильщик производит бурение шпуров их заряжание и взрыв.
Расход материалов и энергии
1. Расход сжатого воздуха
 
2. Расход ВВ
;
3.Расход электродетонаторов
;
4. Расход твердых сплавов
;
5. Расход буровой стали

6. Расход леса
;
7. Расход крепи
;
8. Расход электроэнергии
                 (9)
РАСЧЕТ ШТРЕКА СКРЕПИРОВАНИЯ.
Условия проходки: S =6,25м2, fр=8 Lштр=60м.
Оборудование: ПП–50В; 30ЛС-2С, УПБ-1, УПК-17-4,3.
а) Определяем норму выработки бурильщика шпуров

где: Нспр = 2,35 м/см – справочная норма (СТН т. 1.6)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
б) Определяем норму скрепериста

где: Нспр = 22,9 м3/см – справочная норма (СТН т. 4.3)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
в) Определяем норму крепильщика
           
где: Нспр = 2,1 м/см – справочная норма (СТН т. 5.6)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
Комплексная норма выработки
Таблица 15 ГРАФИК ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ
Организация работ
Бригада обслуживает 3 забоя.
Состав бригады: 1 скреперист, 3 бурильщика, 3 крепильщика
1-я смена скреперист убирает забой; 2-я смена крепильщики крепят забой, а 3-я смена бурильщики обуривают и взрывают забой.
Расход материалов и энергии
1. Расход сжатого воздуха
 
2. Расход электроэнергии
 
3. Расход ВВ
;
4.Расход электродетонаторов
;
5. Расход твердых сплавов
;
6. Расход буровой стали

7. Расход металлической крепи
;
8. Расход леса
;
РАСЧЕТ ПРОХОДКИ ДУЧКИ
Условия проходки: S =2,25м2, fр=8.
Оборудование: ПТ-48, 55ЛС-2С.
а) Определяем норму выработки бурильщика

где: Нспр = 4,03 м/см – справочная норма (СТН т. 1.17)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
б) Определяем норму скрепериста

где: Нспр = 191,8 м3/см – справочная норма (СТН т. 4.3)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
в) Определяем норму крепильщика

где: Нспр = 2,76 м/см – справочная норма (СТН т. 5.40)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
Комплексная норма выработки
Таблица 17 ГРАФИК ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ
Организация работ
Цикл производится в 2 смены. В 1-ю смену скреперист убирает забой. Во 2-ю смену производится установка полов, затем бурение и взрыв.
Расход материалов и энергии
1. Расход сжатого воздуха
 
2. Расход электроэнергии
 
3. Расход ВВ
;
4.Расход электродетонаторов
;
5. Расход твердых сплавов
;
6. Расход буровой стали

7. Расход леса
;
РАСЧЕТ БУРОВОГО ШТРЕКА
Условия проходки: S =9м2, fр=8.
Оборудование: ПП-50В, 30ЛС-2С, УПБ-1.
а) Определяем норму выработки бурильщика

где: Нспр = 1,81 м/см – справочная норма (СТН т. 1.6)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
б) Определяем норму скрепериста

где: Нспр = 23,6 м3/см – справочная норма (СТН т. 4.3);
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день;
г) Определяем норму крепильщиков
                (4)
где: Тсм = 7часов – длительность смены;
Кз = 0,9 – коэффициент занятости рабочего в течение смены;
ΣНвр. на 1м = 0,48чел.см/м – затраты времени на крепление 1м выработки;
Таблица норм времени
    продолжение
--PAGE_BREAK--Комплексная норма выработки

Таблица 20 ГРАФИК ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ
Организация работ
Цикл производится в 2 смены, в 1-ю смену очищается забой, и производится крепление до середины 2-й смены, затем бурение и взрыв.
Расход материалов и энергии
1. Расход сжатого воздуха
 
 2. Расход электроэнергии
 
3. Расход ВВ
;
4.Расход электродетонаторов
;
5. Расход твердых сплавов
;
6. Расход буровой стали


РАСЧЕТ ПРОХОДКИ ОТРЕЗНОГО ВОССТАЮЩЕГО
Условия проходки: S =4м2, fр=8.
Оборудование: ПТ-48, 30ЛС-2С.
а) Определяем норму выработки бурильщика

где: Нспр = 4,03 м/см – справочная норма (СТН т. 1.17)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
б) Определяем норму скрепериста

где: Нспр = 191,8 м3/см – справочная норма (СТН т. 4.3)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
в) Определяем норму крепильщика

где: Нспр = 2,76 м/см – справочная норма (СТН т. 5.40)
Квр = 1,16 – коэффициент, учитывающий 7 часовой рабочий день
Комплексная норма выработки
Таблица 22 ГРАФИК ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ
Организация работ
Цикл производится в 2 смены. В 1-ю смену скреперист убирает забой. Во 2-ю смену производится установка полов, затем бурение и взрыв.
Расход материалов и энергии
1. Расход сжатого воздуха
 
2. Расход электроэнергии
 
3. Расход ВВ
;
4.Расход электродетонаторов
;
5. Расход твердых сплавов
;
6. Расход буровой стали

7. Расход леса
;
Расчет очистной выемки

РАСЧЕТ РАЗВОРОТА ВОРОНОК
Условия работы: fр = 8, Oшп = 65мм, скреперная доставка, механическая зарядка.
Определим ЛНС:

Общая длина штанговых шпуров:
                            (16)
где    l – длина штангового шпура, 4м;
n – количество шпуров, 9шп;
nдуч – количество дучек, 32.
Определяем норму бурильщика в метрах

где: Нспр = 23,42 м/см – справочная норма (СТН т. 2.5)
Квр = 1,16
Определяем время на бурение:
        
Определяем норму бурильщика в тоннах:

Определяем норму на доставку

Определяем норму на зарядку и взрывание

где: Нспр = 4,12 т/см – норма на зарядку (СТН т. 3.13)
q = 0,2985 кг/т – удельный расход ВВ на отбойку руды
Расход материалов и энергии
;
;
;
;
;
РАСЧЕТ ПРОИЗВОДСТВА ОТРЕЗНОЙ ЩЕЛИ
Условия работы: диаметр скважин 105мм, механическая зарядка, fр=8.
Оборудование: НКР-100М, 3МБС, 55ЛС-2С
Определим ЛНС скважин:

Определяем длину скважин:

Количество перестановок бурового станка 24.
Определяем норму бурильщика в метрах

где: Нспр = 22,38 м/см – справочная норма (СТН т. 2.5)
Квр = 1,16
Определяем время на монтаж и переустановку станка

Определяем время на бурение скважины:

Определяем норму бурильщика в тоннах:

Определяем норму выработки на доставку

Определяем норму на зарядку и взрывание

где: Нспр = 14,01 т/см – норма на зарядку (СТН т. 3.13)
q = 0,2985 кг/т – удельный расход ВВ на отбойку руды
Расход материалов и энергии
;
;
;
;
;
РАСЧЕТ ВЫЕМКИ ЗАПАСОВ КАМЕРЫ
Условия работы: диаметр скважин 105мм, механическая зарядка, fр=8.
Оборудование: НКР-100М, 3МБС, 55ЛС-2С
Определим ЛНС скважин:

Определяем длину скважин:

Количество перестановок бурового станка 48.
 Определяем норму бурильщика в метрах

где: Нспр = 22,38 м/см – справочная норма (СТН т. 2.5)
Квр = 1,16
Определяем время на монтаж и переустановку станка

Определяем время на бурение скважины:

Определяем норму бурильщика в тоннах:

Определяем норму выработки на доставку

Определяем норму на зарядку и взрывание

где: Нспр = 14,01 т/см – норма на зарядку (СТН т. 3.13)
q = 0,2985 кг/т – удельный расход ВВ на отбойку руды
Расход материалов и энергии
;
;
;
;
;
РАСЧЕТ ВЫЕМКИ ЗАПАСОВ ПОТОЛОЧИНЫ
Условия работы: диаметр скважин 105мм, механическая зарядка, fр=8.
Оборудование: НКР-100М, 3МБС, 55ЛС-2С
Определим ЛНС скважин:

Определяем длину скважин:

Количество перестановок бурового станка 2.
Определяем норму бурильщика в метрах

где: Нспр = 22,38 м/см – справочная норма (СТН т. 2.5)
Квр = 1,16
Определяем время на монтаж и переустановку станка

Определяем время на бурение скважины:
        
Определяем норму бурильщика в тоннах:

Определяем норму выработки на доставку

Определяем норму на зарядку и взрывание

где: Нспр = 14,01 т/см – норма на зарядку (СТН т. 3.13)
q = 0,2985 кг/т – удельный расход ВВ на отбойку руды
Расход материалов и энергии
;
;
;
;
;
РАСЧЕТ ВЫЕМКИ ЗАПАСОВ ЦЕЛИКА
Условия работы: диаметр скважин 105мм, механическая зарядка, fр=8.
Оборудование: НКР-100М, 3МБС, 55ЛС-2С
Определим ЛНС скважин:

Определяем длину скважин:

Количество перестановок бурового станка 20.
Определяем норму бурильщика в метрах

где: Нспр = 22,38 м/см – справочная норма (СТН т. 2.5)
Квр = 1,16
Определяем время на монтаж и переустановку станка

Определяем время на бурение скважины:
        
Определяем норму бурильщика в тоннах:
         
Определяем норму выработки на доставку

Определяем норму на зарядку и взрывание

где: Нспр = 14,01 т/см – норма на зарядку (СТН т. 3.13)
q = 0,2985 кг/т – удельный расход ВВ на отбойку руды
Расход материалов и энергии
;
;
;
;
;
1.17. Определение времени работы блока
Схема выработок блока
Сетевой график подготовительных и нарезных работ

где nмаш – количество добычных машин, 4;
nсм – количество добычных смен в сутки, 3;
Нскр – норма выработки ГРОЗ, 345,5 т/см;
Кодн – коэффициент одновременности работы добычных машин, 0,8.
 

Таблица определителей работ
ТЭП системы разработки
Наименование показателя
Этажно-камерная система разработки
Видимое извлечение, т
317122
Потери, %
12,2
Разубоживание, %
7,5
Производительность рабочего, т/см
72,8
Расход погонажа, м/1000т
5,7
Расход леса, м?/1000т
8
Затраты:
на 1т руды
ФОТ рабочих, грн
1,62
ФОТ Р и С, грн
0,77
Отчисления на соц.страх, грн
0,96
Стоимость материалов, грн
3.95
Стоимость энергии, грн
0,77
Амортизационные отчисления, грн
0,24
Себестоимость 1 т. руды
8.32

Специальная часть.
2. Подготовка и организация массового взрыва в блоке
2.1 Понятие о массовом взрыве в шахте
Очистка отбойка выполняется большим количеством зарядов, число которых ограничивается устойчивостью кровли, размерами залежи и производительностью предприятия.
Массовую отбойку выполняют обычно скважинным и камерным способами. При разработке мощных рудных залежей к взрыву подготавливают большие объемы полезных ископаемых. Если в результате взрыва для проветривания и возобновления работ в шахте или на участке требуется времени больше, чем это предусмотрено в расчете при повседневной организации работ, взрыв называют массовым. Расход взрывчатых веществ при этом превышает 500 кг.
По количеству взрываемого ВВ различают малые (до 10т ВВ), средние (11-100т ВВ), большие (101-250 т ВВ) и крупные (свыше 250т ВВ) массовые взрывы.
Подготовка и проведение массовых взрывов трудоемкий, сложный и ответственный элемент технологии подземных горных работ.
Наиболее представительны массовые взрывы при разработке руд с принудительным этажным обрушением. Здесь после подсечки днища блока, проходки восстающих, развития их в отрезные щели, отбойки компенсационных камер и выпуска при этом горной массы через дучки и рудоспуски выполняют основной массовый взрыв, которым разрушают временные целики и обрушают потолочины, содержащие 60-70 % запасов блока.
Массовые взрывы в шахтах в основном проводятся только в нерабочие дни, что связано с условиями безопасности ведения горных работ. В исключительных случаях производство массовых взрывов допускается в рабочие дни по специальному разрешению главного инженера шахты и согласованию с госнадзорохрантруда.
2.2 Расчет необходимого количества ВВ и СВ, составления технического расчета на массовый взрыв.
На подземных рудниках массовые взрывы выполняются на основании технической документации, составленной в соответствии с проектом отработки и разбуривания блока, требованиями «Единых правил безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений», «Единых правил безопасности при взрывных работах», «И временной инструкции по организации и проведению массовых взрывов в подземных условиях».
В зависимости от общей массы зарядов и назначения взрыва для каждого предприятия разрабатываются типовые и специальные проекты. Типовой проект массовых взрывов составляется на группу блоков в пределах рудной залежи отрабатываемого материала или на отрабатываемое месторождение в целом.
Технический расчет массового взрыва и распорядок его проведения, как правило, составляются техническим отделом шахты на основании утвержденного типового проекта, маркшейдерских, геологических и гидрогеологических данных по взрываемому блоку (панели), графических материалов по блоку и результатов предыдущих взрывов.
Технический расчет массового взрыва должен содержать:
· сведения общего характера;
· техническую характеристику взрыва;
· расчетные параметры взрыва;
· оперативную часть;
· организацию работ и технику безопасности;
· расчет проветривания выработок;
· перечень графического материала.
На каждом предприятии, шахте должен быть разработан и утвержден главным инженером рудника (комбината) календарный график производства массовых взрывов.
Распорядок проведения массового взрыва предусматривает круг обязанностей и персональную ответственность должностных лиц, осуществляющих все мероприятия, связанные с подготовкой и проведением массового взрыва, сроки осуществления отдельных стадий работ по подготовке и их производству, порядок прекращения работ перед взрывом и вывод людей за пределы опасной зоны, порядок допуска рабочих на подземные работы после взрыва. В распорядке проведения массового взрыва указываются: дата и время производства взрыва, технический руководитель массового взрыва и ответственный руководитель, местонахождение ответственного руководителя перед производством и в момент взрыва, лица надзора, ответственные за доставку ВВ и заряжение скважин; порядок охраны ВВ на весь период доставки, хранения на местах работ и в период заряжания, старшие взрывники по заряжанию и укладке боевиков, начало и окончание работ по заряжанию; взрывники и инженерно-технические работники для монтажа взрывной сети; начало и окончание работ по монтажу взрывной сети; опасная зона в шахте на момент заряжания, монтажа взрывной сети и взрыва; ответственные за вывод людей с подземных работ и с поверхностных сооружений, входящих в опасную зону; местонахождение постов охраны и порядок их выставления; сигнализация о взрыве; срок и порядок допуска людей после взрыва; срок и ответственный за вывоз ВМ (в случае необходимости).
    продолжение
--PAGE_BREAK--С распорядком массового взрыва ответственный руководитель взрыва ознакомляет всех указанных в нем лиц под расписку.
Технический расчет массового взрыва и распорядок его проведения утверждает главный инженер шахты (см. приложениеI ).
При подземной разработке наиболее часто применяют скважины диаметром 105-110мм, что определяется в основном наличием соответствующих агрегатов с погружными пневмоударниками.
Общий заряд ВВ рассчитывают с учетом числа заряжаемых скважин, вместимости 1м скважины в зависимости от способа заряжания, диаметра и плотности заряжания с учетом величины заряда. Все данные заносим в таблицу расчета скважин зарядов ВВ по объектам взрыва (см.приложение II).
Массу заряда определяют по формуле:
Q= p (∑L-∑1), кг
Где р -вместимость 1м скважины, кг;
∑L — общая длина скважин, м;
∑1 — общая длина незаражаемых участков скважин, м.
При расчете СВ руководствуются правилами расчета электровзрывной сети. На случай предупреждения отказов при производстве массовых взрывов боевик каждой скважины или в сосредоточенный заряд вводят не менее двух ЭД для основной и дублирующей сетей.
Короткозамедленное взрывание является в настоящее время основным способом инициирования зарядов ВВ на подземных рудниках. Для изго­товления патронов боевиков используем патронированное ВВ диаметром 32 мм в количестве 1755 кг из расчета 1 кг на 1 скважину.
Итого общая масса взрывчатых веществ составила 58641,25 кг, исходя из этого, технический расчет производим по типовому проекту №2 при общем весе заряда свыше 5тонн.
Графический материал прилагается.
2.3. Проверка и подготовка блока к массовому взрыву
Перед проведением массового взрыва осуществляется ряд мероприятий по подготовке блока к взрыванию. В добычном блоке должны быть полностью закончены предусмотренные проектом отработки подготовительные работы, в соответствии с проектом отрегулирована схема вентиляции, разбурены междукамерные целики и создано соответствующее компенсационное устройство.
МЕРОПРИЯТИЯ
по подготовке и проведению массового взрыва по разрушению МКЦ 68-72 оси и посадке потолочины оси по залежи «69-1» в этаже гор. 1200/1125 м
№ пп
Наименование мероприятий
Объём
Срок исполнения
Ответственный исполнитель
1
 Установить перемычки
2шт
За одни сутки до взрыва-
Нач. уч. №9
2
Демонтировать трубопроводы
150м
За одни сутки до взрыва-
Нач уч №16
3.
Установить ремонтины по
20 шт.
За одни сутки до взрыва-
Нач уч №6
4.
Создать рудную подушку в ВДПУ-6
40 мз/дучку
За одни сутки до взрыва-
Нач уч №6
5.
Демонтировать скреперную лебедку
1 шт
За одни сутки до взрыва-
Нач уч №2
6.
Демонтировать Эл. Кабель гор. 1125-1200м
120м
02.02.08г
Нач уч №2
7.
Демонтировать и убрать из района взрыва станки НКР-100М
1 шт
02.02.07г
Нач уч №22
1.      За сутки до начала заряжания, район заряжания, буровые выработки, места установки зарядных машин, места временного хранения ВВ, горные выработки, по которым должно производиться транспортирование ВВ обследуются комиссионно.
2.      До начала работ по механизированному заряжанию глубоких скважин (концентрированных зарядов) сменный горный мастер организует и проверяет выполнение:
2.1    оборка отслоений на рабочих местах и по подводящим выработкам;
2.2    отключение контактного провода и установка переносных заземлений;
2.3    заземление зарядных машин, зарядных трубопроводов;
2.4    исправность средств пылеподавления;
2.5    исправность переговорной связи;
2.6    наличие и исправность средств пожаротушения;
2.7    наличие и исправность средств индивидуальной защиты, особо наличие изолирующих самоспасателей, у всех рабочих в смене;
2.8    наличие специальных жетонов (пропусков), дающих право прохода в район заряжания;
2.9    изъятие курительных принадлежностей, спичек, зажигалок на постах охраны опасных зон;
2.10  исправность телефонной связи машиниста зарядной машины с коммутатором шахты;
2.11  выставление постов охраны и постов звукометрического контроля;
О результатах проверок докладывается в письменном виде ответственному руководителю за взрыв.
Контрольный промер осуществляют специально выделенные люди под руководством лица горного надзора участка или работника маркшейдерской службы.
Данные о фактических глубинах скважин заносят в специальный журнал и сопоставляют с проектными. У аварийных скважин отмечают характер нарушения.
После окончания контрольного промера приступают к очистке и восстановлению нарушенных скважин. Восстановление и очистка нарушенных скважин ведутся с помощью деревянных и металлических свинчивающихся шланг, желонок, шнекообразующих штанг, а также с помощью буровых станков.
Вести какие-либо работы по очистке и восстановлению разрушенных скважин после начала их заряжания запрещается «Едиными правилами безопасности».
2.4.Транспортировка ВВ и СВ к месту зарядки.
Перед доставкой взрывчатых материалов в район массового взрыва специальная комиссия, назначаемая главным инженером шахты, должна проверить готовность блока (панели), исправность транспортных средств и оборудования для доставки ВВ, состояние горных выработок и места складирования ВВ. Результаты проверки оформляются актом по установленной форме [8], и только после этого разрешается завоз ВВ.
1.     Доставка ВМ
а) взрывчатые вещества доставляются с базисного склада «Центральный» «Кривбассвзрывпрома» по маршруту №1 на погрузочно-разгрузочную площадку шахты «Фланговая».на погрузочно-разгрузочную площадку шахты имени Ленина
б) взрывчатые вещества доставляются с базисного склада к стволу шахты «Фланговая», опускаются по стволу шахты «Фланговая» в руддвор гор. 1200м, где вагоны (МТЗ-3) формируются в состав, которым доставляются в подземный склад ВМ гор. 1200м и по маршруту к местам заряжания:
г.1125м- склад ВМ г.1200м через ств. шх.»Слепая-Вспомогательная», орт-заезд 80 оси гор.1200м – по среднему штреку 60-80 оси в орт-заезд 73 оси
в) средства инициирования доставляются с расходного склада ВМ гор. 1200м по маршруту:
 1) на гор.1125м- через ств. шх.»Слепая-Вспомогательная» в орт-заезд 67 оси
2) на гор.1190м через орт-заезд 80 оси и ВХВ №1 80 оси гор.1200-1190м в бур.штрек 68-72 оси
3)на гор 1190м через орт-заезд 80 оси и ВХВ №11 72 оси л/б гор.1200-1190м в БК 72 оси
4) на гор 1190м через орт-заезд 80 оси и ВХВ №1 80 оси гор.1200-1190м в бур орт 73 оси
5) на гор.1158м через орт-заезд 80 оси и ВХВ №1 80 оси гор.1158-1125м в бур.орт 70 оси
6) на гор.1158м через орт-заезд 67 оси и ВХВ №8 67 оси гор.1158-1125м в бур.орт 73 оси
7) на гор.1135м через орт-заезд 60 оси и ВХВ №8 67 оси гор.1135-1125м в бур.орт 67 оси
1141мОтветственный за доставку ВВ:
на поверхности – и.о.начальника участка № 10
в шахте – зав. подземным складом
Ответственный за доставку СИ – начальник участка №7
Количественный и по фамильный состав лиц, занятых посменно на доставке ВВ, заряжании, обслуживании зарядных машин, изготовлении и вводе боевиков, монтаже взрывной сети, охране опасных зон вносится на каждую смену в отдельную книгу нарядов участка № 7
2.5. Организация зарядки, коммутация и проверка взрывной сети.
Работами по зарядке руководят начальник взрыва или его сменные помощники. По каждой камере, буровой выработке, подсечке, где идет зарядка скважин или укладка камерных зарядов, назначается ответственный за зарядку из числа опытных инженерно-технических работников. Перед началом заряжания проводится профилактический осмотр средств механизированной зарядки, особенно тщательно проверяются заземляющие устройства.
Перед началом заряжания липам, ответственным за заряжание выкопировки проекта взрыва с указанием расположения скважин на данном участке, глубины скважин и очередности взрывания. Лица, ответственные за заряжание, производят учет взрывчатых материалов согласно форме отчета. Докладывают ответственному руководителю о количестве заряженных скважин, о расходе и остатке ВМ.
ПРОЕКТ
организации работ по безопасному ведению заряжания скважин  110 мм при подготовке и проведении массового взрыва по посадке потолочины в блоках 68-72 оси залежи « 69-1» в этаже гор. 1200/112 5 м.
ОБЩАЯ ЧАСТЬ
ПОР предусматривает заряжание глубоких скважин  110 мм механизированным способом зарядными машинами МТЗ-3, которые устанавливаются по полевому штреку в районе 73 оси на гор.1200м.(по среднему штреку гор.1125 м).
К работе привлекаются трудящиеся шахты, прошедшие соответствующее обучение по выполнению приемов работ и получившие специальный инструктаж на рабочем месте по безопасному выполнению работ.
Руководство работами по механизированному заряжанию скважин в сменах осуществляется ИТР, прошедших специальное обучение по организации и проведению массовых взрывов.
ОБЪЁМ РАБОТ
1.     Приведение рабочих мест в безопасное состояние – ответственный начальник участка №7
2.     Подготовка к работе зарядных машин и ревизия подводящих к месту установки машин МТЗ трубопроводов воды и воздуха, установка переносных заземлений – ответственный механик участка №10 и нач. уч-ка №16.
3.     Отключение электроэнергии в районе заряжания, проверка сопротивления заземлений зарядных машин и трубопроводов, прокладка линий связи с зарядными машинами и на места заряжания – ответственный главный энергетик шахты
4.     Обеспечение рабочих на местах хранения ВМ и заряжания средствами пожаротушения, изолирующими самоспасателями – ответственный начальник ПВС шахты.
5.     Транспортировка ВМ контактными электровозами к местам установки зарядных машин и местам временного хранения ВМ – ответственный зав. складом ВМ шахты.
6.     Загрузка ВМ в бункер зарядной машины – ответственный горный мастер осуществляющий контроль за безопасным ведением работ по механизированному заряжанию в смене.
7.     Выставление постов охраны на границах и предупредительных знаков опасных зон и организация звукометрического контроля за состояние камеры – ответственный технический руководитель взрыва
8.     Заряжание глубоких скважин, ведение учета движения ВМ – ответственный горный мастер, осуществляющий контроль за безопасным ведением работ по механизированному заряжанию в смене.
ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ И МЕРЫ БЕЗОПАСНОСТИ
1.     Удалить всех лиц, не связанных с заряжанием за пределы опасной зоны и выставить посты охраны согласно расчетам по типовому проекту №2 на массовый взрыв с общим весом ВВ свыше 5 тонн.
2.     Заряжание глубоких скважин производить звеньями по три человека — два человека производят заряжание скважин (засылают зарядный трубопровод в скважину, подают команды машинисту зарядной машины) один взрывник- оператор – машинист зарядной машины, под руководством горных мастеров:
I смена – – зам. нач. участка №7,
II смена –. – начальник участка №7,
III смена – — горный мастер участка №7.
Кроме того, в каждую смену выделяется два человека на охрану ВВ и один человек для звукометрического наблюдения за состоянием камеры.
ОБЩИЕ ТРЕБОВАНИЯ ПО БЕЗОПАСНОМУ ВЕДЕНИЮ РАБОТ
1.     До начала работ со всеми лицами, привлекаемыми к заряжанию глубоких скважин и допущенными к работе в районе зарядки и занятым на доставке ВМ к местам заряжания, провести дополнительный инструктаж по безопасному ведению работ при выдаче наряда под роспись в специальном журнале и непосредственно на рабочем месте. Ответственный – ответственный руководитель взрыва, технический руководитель взрыва.
2.     Провести под роспись дополнительный инструктаж по правилам поведения и порядке тушения ВВ в случае их загорания. Ознакомить с запасными выходами, согласно ПЛА. Ответственный – ответственный руководитель взрыва, технический руководитель взрыва, сменный горный надзор.
3.     Места производства зарядки обеспечить средствами пожаротушения в количестве двух огнетушителей в каждую буровую выработку и на каждую зарядную машину. В районе установки зарядных машин установить противопожарный вентиль с гайкой «Богдана» («Ротто») с подключенным пожарным рукавом. Обеспечить всех занятых на заряжании работников изолирующими самоспасателями.
4.     У всех лиц, допущенных в опасную зону, изъять курительные принадлежности и средства огня, установить место курения, обозначить его аншлагом.
5.     На весь период заряжания организовать звукометрическое наблюдение согласно «Инструкции по звукометрическому наблюдению устойчивости массива». При опасных деформациях массива немедленно остановить работы, а людей вывести к стволу шахты имени Ленина гор. 1125м. Звукометрическое наблюдение осуществляют:
Гор. 1200 м
30.01.07 г
31.01.07 г
1.02.07 г
2.02.07 г
I смена
II смена
III смена
Охрана подходов в опасную зону: Ф.И.О.
Гор.1125 м
29.01.07 г.
30.01.07 г.
31.01.07 г.
1.02.07 г.
2.02.07 г
I смена
II смена
III смена
Всех рабочих, занятых на зарядке, ознакомить с настоящим ПОР под роспись.
Зам. главного инженера по ВР Ф.И.О
Начальник участка № 7 Ф.И.О
2.5.1.Заряжание скважин –
Г.1190м бур. штрек 67-73 оси, бур орт 73 оси, БК 72 оси
Г.1135м бур орт 70 оси, бур орт 71 оси
Г.1158м БК 71 оси, бур орт 70 оси
Г.1125м орт-заезд 73 оси
2.     Электроэнергию в блоке 65-73 оси г.1200/1125м отключить «29 » января 2008 года в 15 часов 00 мин (обесточить силовые установки, контактные провода, силовые кабели в радиусе 50 м от мест расположения зарядных машин, вагонов с ВВ и зарядов на все время производства работ по заряжанию – зона №1).
3. Ответственный за отключение электроэнергии в блоке, шахтной силовой сети и установку переносного заземления главный энергетик шахты.
Начало заряжания 16 час 30 мин 29.01. 2008 года
Окончание заряжания 23 час 00 мин 2.02.2008 года
С момента доставки ВВ в блок 80-86 си гор.1200/1190 м все взрывные работы в районе 50 м зоны №1 от мест хранения ВВ и зарядной машины – прекращаются, а люди не связанные с доставкой и заряжанием, выводятся за пределы этой опасной зоны (см. чертеж)
4. Очередность заряжания: МТЗ № 5, 7, 26, 28,23.
II очередь — Г.1135м бур. штрек 67-73 оси, бур орт 73 оси, БК 72 оси
II очередь — Г.1158м бур орт 70 оси, бур орт 71 оси
III очередь — Г.1190м БК 69 оси, бур орт 68 оси Г.1200м орт-заезд 65 оси
5. Ответственный за выделение людей на заряжание гл. инженер шахты
6. Ответственные за заряжание:
Дата
Смена
Фамилия И.О.
Должность
30,31.01.2007
1,2,02.2007
Iсмена
И. о. зам.нач.уч. №7
1,2,02.2007
29,30,31.01.2007
IIсмена
1,2,02.2007
29,30,31.01.2007
IIIсмена
И. о. зам.нач.уч. №10
7. Ответственный за изготовление и ввод боевиков: зам. главного инженера
2.5.2 ОПАСНЫЕ ЗОНЫ ПО ДЕЙСТВИЮ УВВ НА ПЕРИОД ПОДГОТОВКИ И ПРОВЕДЕНИЯ МАССОВОГО ВЗРЫВА.
Зона А – на время заряжания Qвв=2200кг, ( объем МТЗ-3 = 2700л) Rувв= 300м показана на графическом материале планов гор.1200м,1125м,0где указаны места выставления постов охраны (предупредительных знаков).
Ответственные за расстановку и снятие постов – сменный надзор согласно книге нарядов.
Зона Б – на время ввода патронов-боевиков Qвв=qпр= 225,25 кг2200кг (МТЗ-3) Rувв= 300м расчетом не определяем так как она заведомо меньше зоны А и принимается Rувв= 300 м. (в расчет принимается наибольший вес заряда в одной скважине, ВКЗ, минном заряде)
    продолжение
--PAGE_BREAK--В опасную зону входят выработки: показаны на графическом материале.
На границе этой зоны посты выставляются в следующих местах:
по гор.1125 м пост№3 – по главному квершлагу 80 оси
по гор. 1200м пост №1 — по главному квершлагу 80 оси
Ответственный за расстановку и снятие постов – технический руководитель взрыва- зам. гл. инженера.
Зона В – на время монтажа и проверки взрывной сети в расчет принимается максимальный вес заряда ВВ на в группе ОЕ Qвв= 12666,25 кг, R увв = 400 м
В опасную зону входят выработки: см графический материал М 1:200.
Места выставления постов: … см графический материал М 1:200.
по гор.1200 м пост №4 – по главному квершлагу 80 оси
по гор. 1125м пост №2 — по главному квершлагу 80 оси
Ответственный за расстановку и снятие постов- технический руководитель взрыва –зам.гл.инженера.
Зона Г – на время производства взрыва. Qвв= 58641,25 кг, R увв = 520 м
В опасную зону входят выработки: см графический материал М 1:200
Ответственный за расстановку и снятие постов – технический руководитель взрыва.
Выполняют монтаж взрывной сети взрывники под руководством инженерно-технических работников. На каждом участке диспозицией определен ответственный руководитель, который получает выкопировку из проекта взрыва по своему монтажному участку. Начинают монтаж после заряжания, уборки тары и средств заряжания, также вывода не занятых монтажом людей за пределы второй опасной зоны (см.2.5.2).
Монтаж электровзрывной сети при проведении массового взрыва состоит из соединения между собой участков взрывной сети, включающих проводники электродетонаторов, участки и магистральные провода. Монтаж ведется в направлении от зарядов к месту подключения источника тока.
Если взрывают не более 30 скважин и монтируют до 60ЭД, сеть монтируют забое при отключенной шахтной электросети. При большом числе взрывных скважин рекомендуется заблаговременный монтаж электродетонаторов в «гирлянды». Этот способ обеспечивает надежность массовых взрывов и увеличивает безопасность электровзрывных сетей по отношению к блуждающим токам.
В забой с заряженными скважинами приносят готовые закороченные гирлянды. Монтаж сети в забое сводят к соединению между собой нескольких гирлянд и подключению их к магистральным приводам.
При расчете электровзрывной сети принимают следующие основные положения:
1.   Сила тока, приходящая на один ЭД, должна быть не менее 2,5А при взрывании переменным током и 1,3 А при взрывании постоянным током (до 300 шт.ЭД).
2.   В боевике каждой скважины или в сосредоточенный заряд вводят не менее двух ЭД.
3.   Все ЭД, соединяемые в однозначные группы должны быть одной партии и иметь одинаковое сопротивление.
4. Электро — взрываемая сеть должна подключаться к двум фазам трансформатора штрековой подстанции с применением магнитного пускателя или контактора с замкнутой пусковой цепью.
Порядок расчета электровзрывной сети следующий: определяется число ЭД, групп или ветвей; устанавливается способ подключения электровзрывной сети к источнику тока; определяется сопротивление группы, участка магистральной сети, сила тока на один ЭД; делается проверочный расчет.
Расхождение допускается в пределах +-10%.
Концы смонтированных участков (групп) принимает ответственный за монтаж начальник взрыва, повторяя замер сопротивления участка и сверяя его с расчетным. Результаты замеров по секциям, группам, участкам записываются в специальную ведомость.
Отключение электроэнергии и установку переносных заземлений в шахтной силовой сети произвести в 23 час 00 мин 2.02.2008 года. Ответственный –гл. энергетик шахты.
Люди не связанные с монтажом взрывной сети к 3 час 00 мин 3.02 .2008 года выводятся за пределы опасной зоны В.
Начало монтажа взрывной сети 3 час 10 мин 3.02 .2008 года
Окончание монтажа взрывной сети 06час 30 мин 3.02 .2008 года
Место включения источника тока главная электроподстанция гор.900м ш. Ленина
Лица включающие источник тока — главный энергетик шахты Ленина.
Ответственный за монтаж взрывной сети: технический руководитель взрыва — зам. гл. инженера.
Ответственный за проверку взрывной сети — главный энергетик шахты.
Включение источника тока производится по команде ответственного руководителя взрыва после получения письменного подтверждения начальников участков о выводе людей за пределы опасной зоны Г на время взрыва.
1* = U: 2Rгр
Ioa=520.(2x157,52)=1,65A
Iоб=520:(2x182,72)=1,42A
Iob=520:(2x172,87)=1,50A Iог=520:(2xl63,l)=l.59A
Ioa= 520:(2xl68,62)=l,54A
Ioa = 520:(2x169.37)=1,54A
Ioa = 520:(2x130,12)=2,0A
Расчет взрывной сети
Rгр = (Rэд x nэд + Rc + Ry): 2 + RM
Roa=(3,5x68+48+2858):2+0,12=157)52O m
Rоб=(3,5x76+56+43,2):2+0,12=182,72 Om
Rob=(3)5x69+58+46,0):2+0,12=172,87 Om
Ror=(3>5x70+42,4+38,8):2+0,12=163 OM
Rод=(3.5x70+50+42,0):2+0, 12=168,62 Om
Roe=(3,5x67+64+40,0):2+0,12=169,37Om
ROж=(3,5x48+52+40.0):2+0,12=130,12Om
2.6. Взрывание, проверка блока и допуск людей в блок.
Получив рапорт о выполнении всех мероприятий по подготовке взрыва (от готовности блока к взрыву до готовности охраны зоны), ответственный за взрыв дает письменное разрешение на допуск к рубильнику взрывной станции. Включает рубильник начальник взрывной станции (начальник взрыва), который выполняет и последние приготовления к взрыву. Если взрыв производят взрывной машиной, магистральные провода к ней подключают непосредственно перед взрыванием и выполняют взрыв.
Спуск ВГСЧ в шахту для оцепления опасной зоны и отключения магистральных проводов производится в 09 час. 00мин. 03.02.2008г. по стволу ш. Ленина на гор.1200 ,1125м. по, главному квершлагу 80 оси в орт-заезды 600 оси, 73 оси,
Допуск в шахту горнорабочих производится ответственным за массовый взрыв после проверки выработок и состава рудничной атмосферы надзором участка или подразделением ВГСЧ в соответствии с §166 и приложением 9 “ЕПБ при взрывных работах”
Ответственный за допуск людей в шахту имени Орджоникидзе – главный инженер шахты.
Оповещение шахт, цехов и других организаций о производстве массового взрыва производит инженер ПРО…
Ответственный за инструктаж других работников, привлекаемых к подготовке и проведению массового взрыва, не прошедших дополнительный инструктаж по подготовке и производству массового взрыва — технический руководитель взрыва.
 После взрыва все постовые переходят в подчинение ответственного за проветривание, который, исходя из конкретных условий, подтвержденным анализом проб воздуха, отобранных в горных выработках, может постепенно уменьшать границы зоны, давать разрешение на допуск людей в проветривавшиеся участки, переставлять или снимать посты.
Предварительно перед взрывом табельная и ламповая, а также ответственные за вывод людей по объектам, участкам, подают письменные рапорты ответственному руководителю взрыва о полном выводе людей из подземных выработок.
Письменные рапорты о выводе людей из подземных выработок подают руководители всех смежных с шахтой предприятий, чьи люди могут находиться в подземных выработках.
После массового взрыва рабочие допускаются к работе только после восстановления нормальной рудничной атмосферы и приведения горных выработок в безопасное состояние. Разрешение на допуск людей для работы в районе взрыва выдает ответственный за взрыв после получения данных от ВСГЧ или горного мастера (пыле — вентиляционной службы) о состоянии вы­работок и рудничной атмосферы.
ПРОВЕТРИВАНИЕ РАЙОНА ВЗРЫВА.
Расчетное время проветривания 5,4 часов.
Принятое время проветривания 8 час 00мин
Проветривание района взрыва и шахты в целом контролируется подразделением ВГСЧ в соответствии с утвержденной инструкцией.
Ответственный за вызов и ознакомление ВГСЧ с районом массового взрыва – главный инженер шахты.
Ответственный за проветривание района массового взрыва и шахты в целом нач. ПВС шахты.
Согласовано:
Заместитель директора по ОТ
 
«___» февраля_2008 года
Утверждаю:
Главный инженер шахты им. Ленина
«___» _февраля__2008 года
М Е Р О П Р И Я Т И Я
по восстановлению нормального режима работы участка №7 после массового взрыва по посадке потолочины в блоке 80-87 оси в этаже гор. 1200/1115 м залежи «69-1».
ОБЩАЯ ЧАСТЬ
1.     Горный мастер смены, механик участка, получив разрешение главного инженера шахты, после полного проветривания и разрешения ВГСО, производит проверку качества рудничной атмосферы на наличие «СО» в орт заездах 60,63,67,73 осях гор.1200м.
2.     Допуск людей на участок производится горным мастером после полного проветривания района работ и проверки состояния крепления горных выработок, возможных нарушений трубопроводов, электрических кабелей, горного оборудования.
3.     При обнаружении нарушений горный мастер, механик участка принимают меры по восстановлению, привлекая для выполнения работ бригаду из трех человек.
Зам. главного инженера по ВР
 Ф.И.О
Начальник участка №7
 Ф.И.О
На случай выполнения восстановительных работ организуют группы, в состав которых входят опытные крепильщики, слесари и электрики под руководством лиц технического надзора. При восстановительных работах в первую очередь приводят в безопасное состояние выработки, восстанавливают ходовые отделения восстающих, освещают рабочие места. Затем монтируют снятое до взрыва оборудование, воздушные, водяные магистрали и силовые кабели, подается напряжение в блок. Включение электроэнергии в блоке производит механик участка совместно с дежурным электриком.
После выпуска руды из камер (блоков) все технико-экономические показатели по массовому взрыву заносятся в таблицу, и дается общая оценка взрыва. Результаты по проведенным массовым взрывам систематически рассматриваются руководством предприятия и принимаются решения по уточнению параметров и дальнейшему совершенствованию буровзрывных работ.
2.7. Техника безопасности при хранении, доставке ВМ и зарядке.
При проведении массовых взрывов предусматриваются следующие специальные меры безопасности:
1.    Разрешается применять ВМ, на которые имеются соответствующие ГОСТы или утвержденные ТУ, а также постановление гостехнадзора.
2.    Условия хранения и транспортировки должны обеспечивать предотвращение их порчи, самовзрывания, хищения и в то же время способствовать удобному и безопасному выполнению работ по их приему и выдаче.
Для хранения ВМ строят специальные склады по типовым или индивидуальным проектам. По своему назначению склады ВМ делят на базисные и расходные. Все склады ВМ относятся к категории особо важных объектов и охраняются круглосуточно.
Расходные склады служат для подготовки и раздачи ВМ взрывникам и могут быть ячейкового и камерного типа. Предельная вместимость подземных расходных складов не должна превышать трехсуточного запаса ВВ и десятисуточного запаса СВ.
Камеры, ячейки и все выработки склада ВМ крепятся несгораемой крепью.
Освещение камер и подводящих выработок должно быть во взрывобезопасной или герметической рудничной арматуре.
Для учета расхода и прихода ВМ на рудниках имеются следующие документы: книга учета прихода и расхода ВМ; книга учета выдачи и возврата ВМ; наряд-накладная; наряд-путевка. При производстве массовых взрывов применяется ведомость движения ВМ.
Транспортируются ВМ с базисного склада на шахту, как правило, на автомобилях. Для перевозки ВМ допускаются только специально подготовленные, исправные и проверенные грузовые автомобили. В путевом листе делается запись: «Автомобиль проверен, исправен и пригоден для перевозки взрывчатых грузов».
В шахту ВМ доставляют в клетях и бадьях, а к месту проведения работ в подземных условиях — всеми видами рельсового транспорта и вручную. Поезд для транспортировки ВМ состоит из электровоза и вагонеток для ВВ и СВ. на поезде рекомендуется устанавливать следующие обличительные знаки: спереди электровоза фонарь с синим светом, а в конце состава по обе стороны последней вагонетки фонари с красным и синим светом. В последней вагонетке имеется место для проезда сопровождающего лица. Вагонетки для доставки ВМ окрашивают в желтый цвет с красной полосой по диагонали бортов со всех сторон шириной 0,15м. поезд укомплектовывается двумя огнетушителями, а у машиниста и лица, сопровождающего состав, должны быть самоспасатели изолирующего типа. Машинисты электровозов и лица, связанные с доставкой ВМ, должны быть проинструктированы о правилах перевозки ВМ.
Для заряжания скважин и камер разрешается привлекать специально обученных и проинструктированных рабочих. Работа этих лиц может производиться только совместно с взрывниками под их надзором. На инструктаже обязательно присутствие ответственного руководителя, в чьем подчинении будут работать инструктируемые рабочие. Ответственный руководитель объясняет рабочим, что предстоит сделать, в каком районе будут работать люди, где находятся постовые, границы опасной зоны.
Рабочие расписываются за проведение инструктажа, работник отдела техники безопасности (ответственный за проведение инструктажа) визирует этот список, после чего начальник взрыва отдает распоряжение о выдаче им пропусков.
Проведение инструктажа должно быть отражено в Журнале по учету прохождения инструктажа по технике безопасности.
Особое внимание обращается на очистку скважин и опасность применения при зарядке металлических предметов, могущих вызвать искру, ликвидацию пробок из застрявших патронов, свойства ДШ и ЭД, возможность и последствия перетирания проводов ЭД, нитей ДШ.
Запрещается:
·             при пневматическом заряжании использование гранулированных ВВ в забоях, где условия проветривания не обеспечивают содержание пыли ВВ в воздухе на рабочих местах ниже санитарных норм (тротила — не более 1 мг/мЗ, селитры — 10 мг/мЗ);
·             производить какой-либо ремонт или смазку зарядных машин, очистку их от грязи и остатков ВВ после подключения их к воздушной магистрали;
·        повышать давление сжатого воздуха в зарядных устройствах и зарядных шлангах выше паспортных данных;
·        использовать для заряжания ВВ, собранные с почвы, засоренные кусками породы и другими посторонними предметами;
·        смешивать при зарядке два и более типа ВВ;
·        использовать при транспортировании ВВ электропроводящие трубопроводы, имеющие удельное объемное электрическое сопротивление более 10 Ом/см;
·        приступать к заряжанию в тупиковых буровых выработках при отсутствии обособленной магистрали сжатого воздуха с вентилем на конце;
·        приступать к заряжанию без выставления постов по обе стороны от мест хранения ВВ, расположения зарядной машины.
Непосредственно у зарядной машины разрешается размещать ВВ в количествах, установленных проектом (паспортом), но не более фактической сменной производительности машины.
Загрузка бункера зарядной машины и непосредственное заряжание начинаются после того, как руководитель взрывных работ или лицо, ответственное за взрыв, убедится что:
-           все лица, не связанные с подготовкой взрыва, выведены на безопасное расстояние, о чем свидетельствует докладная записка;
·  все другие работы в радиусе 50 м от места заряжания прекращены;
·  места хранение ВВ и расположения зарядной машины обеспечены средствам и для ликвидации очагов пожара;
-            электроэнергия отключена, поставлены закоротки на контактный провод, на фидерных автоматах поставлены таблички «Не включать, идет зарядка».
При производстве массовых взрывов наибольшее распространение получило заряжание скважин гранулированными ВВ с помощью зарядных машин. Во время зарядки ее обслуживает звено из 3-4 человек: оператор-взрывник, работающий непосредственно н заряжания, заряжающий и вспомогательный рабочие (1-2) для подноски и оттаскивания зарядного шланга.
Для заряжания скважины необходимо:
·  проверить полиэтиленовым шлангом глубину и чистоту скважины, установить метку недозаряда, а при заряжании горизонтальных и нисходящих скважин убедиться в отсутствии воды;
·  продуть шланг, убедиться в том, что воздух поступает чистый и без воды;
·  по манометрам убедиться в том, что давление сжатого воздуха соответствует паспортной величине;
·  ввести зарядный шланг до бескапсюльного боевика, отступив от него на 0,8-1,5 м, и сообщить о готовности к зарядке оператору МТЗ;
    продолжение
--PAGE_BREAK--·  оператору включить воздух, предупредив об этом заряжающего, который по мере заряжания плавно отводит шланг от забоя.
Зарядка ведется до тех пор, пока длина заряженной части скважины будет соответствовать принятой при массовом взрыве конструкции заряда. По окончании заряжания, но нереже одного раза в смену оператор-взрывник должен промыть водой и тщательно продуть сжатым воздухом шланг.
Для заряжания скважин диаметром 105-110 мм используют шланг с проходным диаметром 32-52 мм при длине до 50м с быстро разъемными соединениями типа БРС.
Скважины, имеющие несколько выходов в выработанное пространство, без предварительной их герметизации от просыпания ВВ запрещается заряжать.
После проведения заряжания, в скважины вводят патроны-боевики и производят монтаж взрывной сети согласно схемы коммутации.
Для исключения отказов части заряда при образовании пробок, в скважину вводят два боевика. Первый из боевиков устанавливают у забоя скважины, второй — после заряжания примерно 80-90% ВВ. причем первый боевик выполняют, обычно с детонирующим шнуром (ДШ), второй — с ЭД или ДШ. Изготавливают их на месте работ, а при массе боевика с ЭД больше ЗООг — в специально отведенном месте.
В нисходящие скважины боевики опускают на шпагате. При заряжании восходящих скважин боевик вводят в скважину с парашютом, которым и удерживают боевик от выпадения из нее. В камерные заряды боевики устанавливают по возможности ближе к центру заряда.
В качестве заземляющих проводников должна применяться стальная проволока или трос с площадью сечения не менее 15 мм2.
Не допускается пневмозаряжание гранулированными алюмо- и тротилосодержащими ВВ без предварительного их увлажнения.
Зарядные машины и трубопроводы должны храниться в отдельном закрываемом на замок помещении. Для этих целей в шахтах устраивают зарядной техники. При ежедневном использовании зарядных машин допускается их хранение вблизи забоев в специально отведенном месте.
Все имеющиеся на шахте зарядные машины подлежат постоянному профилактическому осмотру с записью в «Журнале...», а в зависимости от сроков службы и графика ППР — текущему, среднему или капитальному ремонту.
При проектировании, подготовке и проведении массового взрыва непосредственными исполнителями, руководителями и ответственными за результаты взрывных работ являются руководители предприятий, их заместители и должностные лица, ответственные за производство взрывных работ, инженерно-технические работники производственно-технических отделов (групп), маркшейдерской службы шахт, руководители шахт и их заместители по буровзрывным работам, начальники взрывных и добычных участков. При выполнении массовых взрывов, независимо от их масштабов, основная ответственность возлагается на старшего инженера предприятия по БВР, заместителя главного инженера шахты по буровзрывным работам и начальника взрывного участка.
Рабочие несут ответственность за нарушения правил техники безопасности и должностных инструкций. Меры наказания в зависимости от характера нарушения и его последствий также могут быть дисциплинарными, административными или виновные несут ответственность в судебном порядке.

ДОПОЛНИТЕЛЬНЫЕ МЕРОПРИЯТИЯ:
а) установить для каждой зарядной машины 4 огнетушителя (2 у зарядной машины МТЗ-3, и 2 в буровой выработке). Подключить к гайке Богдана 50м противопожарного рукава. Перед входом в опасные зоны А, Б, В у всех рабочих и ИТР изъять курительные принадлежности;
б) смонтировать и опробовать каждую линию связи «зарядная установка – заряжаемая буровая выработка»;
в) не допускать в опасные зоны А, Б, В персонал без изолирующих самоспасателей;
г) контактный провод на расстоянии не менее 25 м от места хранения ВВ и расположения зарядной машины, отключить от силовой сети и установить переносное заземление на рельсовый путь;
д) за сутки до начала работы по заряжанию разработать и согласовать с ВГСЧ позицию ПЛА;
е) на время заряжания осветить буровые выработки и места установки зарядных машин светильниками с лампами напряжением не выше 36 V;
ж) обильно оросить водой буровые выработки и места установки зарядных машин;
з) заряжание скважин и зарядных камер разрешается после уборки оборудования возведения предохранительных устройств и получения и получения письменного подтверждения от начальника участка, что лица, не связанные с подготовкой и проведением массового взрыва, удалены за границы опасных зон;
и) Ответственные за заряжание должны иметь выкопировки из проекта с раскладкой ВВ и вести учет ВМ, передавать остатки ВМ по смене и докладывать руководителю взрыва (ответственному за взрыв) о количестве заряженных скважин, минных камер, ВКЗ, о расходе и остатке ВМ;
к) ответственные за заряжание лица ведут исполнительную документацию письменно по заряжанию;
л) спецвагоны и тару из под ВВ сразу же после зарядки выдать на поверхность.
Лица, ответственные за выполнение дополнительных мероприятий:
·        главный инженер шахты (пункты з, к, л, и)
·        и.о.начальника уч. взрывных работ. (пункты а, в, ж)
·        главный энергетик шахты. (пункты б, г, е)
·        начальник ПВС шахты (пункт д)
·         
СПИСОК
лиц, ответственных за отдельные операции при подготовке и проведении массового взрыва и ознакомленных с техрасчетом и распорядком проведения массового взрыва
№ пп
Ф. И.О.
Занимаемая должность
Ответственность за отдельные операции при подготовке взрыва
Подпись об ознакомлен. с техрасчетом
1
Главный инженер
ответственный руководитель взрыва
2
Зам. гл.инж
технический руководитель взрыва
3
Зам. дир. по пр-ву
Контроль за подготовкой и проведением взрыва
4
Зам. дир. по ОТ
Контроль за соблюдением требований ОТ
5
Нач. ТО
Составление проекта на взрыв
6
Зам.гл.инж. по ВР
Контроль за соблюдением требований ЕПБ при ВР
7
Гл. энергетик
Связь, исправность эл.взрывной сети, включение рубильника
8
Гл. механик
Исправность оборудования, откачка воды из водосборников
9
Гл. геолог
Исходные материалы
10
Гл. маркш.
Исходные материалы, контроль объемов скважин и ВВ
11
Нач. уч. ПВС
Обеспечение проветривания района взрыва, работа С ВГСЧ
12
Нач. уч. ВШТ
Состояние рельсовых путей, подвижного состава, конт. сети
13
Нач. уч. ВР
Обеспечение ВМ, зарядной техникой
14
механик уч.ВР
Подготовка зарядных машин и трубопроводов к работе, установка переносных заземлений
15
 Нач.уч.№7
Ответст. за заряжание, за хранение ВВ, за вывод людей из зоны № 1
16
Мех. уч. №7
Исправность обор., демонтаж из района взрыва, восст. после взрыва
17
нач. участка №9
демонтаж лестничного хода, крепление выработок, возведение защитных сооружений
18
 нач. участка №22
демонтаж (монтаж) водо и воздухловодов, буровых станков
19
нач. уч №17
демонтаж (монтаж) электросетей и связи

3. ОРГАНИЗАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВА
3.1 Годовой и суточный режим работы проектируемого блока
Годовой режим работы очистных участков при отработке блока – непрерывный. Эти участки бывают смешанные то есть выполняют и нарезную работу. Число рабочих дней в году для очистных участков 350.
Подготовительные работы на шахте ведут специализированный горнопроходческий участок, а нарезные – смешанные участки. Число рабочих дней для нарезных участков 250, то есть прерывная рабочая неделя с двумя выходными днями. Суточный режим работы в блоке трех сменный продолжительность смены семь часов.
Время начала и окончания смен.
І-я смена    с 2300 до 600
ІІ-я смена с 800 до 1500
ІІІ-я смена           с 1530 до 2230
0-я смена   с 600 до 1300
Нулевая смена используется для проведения ремонтных работ, чтобы не останавливать основные работы.
3.2 График выходов рабочих нарезного и добычного участка
График выходов составляется начальником участка не позднее 25 числа текущего месяца на следующий.
График выходов составляется на основании фонда рабочего времени на текущий месяц.
Производим расчет фонда рабочего времени участка на июнь 2007 года. Календарных дней 30.
Драб. = Дк – Двых. = 30-8 = 22 дня                                                      (22)
где Дк – количество календарных дней
Двых. – количество выходных дней
Число отработанных часов должно составлять:
Чотр.•час = Драб. • 7 = 22 • 7 = 154 часа                                              (23)
где Драб. – количество рабочих дней в июне
7 – продолжительность одной рабочей смены
Согласно принятой семичасовой продолжительности смены, количество выходов рабочего должно составлять:
В = Чотр.час: 7 = 154: 7 = 22 выхода                                        (24)
где Чотр.час – количество отработанных часов      
7 – продолжительность одной рабочей смены
Рабочий у которого есть по графику переработка имеет право на выходной в течение месяца.
Строим график выходов на июнь месяц, фактическое время работы в июне составило – 154 часа.
ГРАФИК ВЫХОДОВ СМЕШАНОГО УЧАСТКА
Июнь 2008 года
3.3. Организация рабочего места и организация труда взрывника на рабочем месте.
3.3.1           Содержание труда взрывника
Характер и содержание всякого трудового процесса зависят от поставленной производственной задачи, материально-технических средств, необходимых для ее выполнения и принятой технологии.
    продолжение
--PAGE_BREAK--