- доставочные штреки - 5,9 мІ;

- рудоспуски - 4 мІ;

- погрузочные орты - 5,9 мІ;

- прочие выработки (погрузочные камеры рудоспуска, дучки, воронки и др.).

К нарезным выработкам отнесены:

- подсечные выработки;

- ходки в камеры из блоковых восстающих;

- вертикальные сбойки в камере;

- отрезные восстающие;

- транщейные подсечки.

Все выработки проходятся в основном, в крепких устойчивых породах без крепления, с креплением проходится до 30 % выработок, в том числе крепится:

- откаточные рудные штреки при безцеликовой выемке системой с магазинированием;

- в разбежку через 0,5-1,0 м с затяжной и без затяжки кровли остальные горизонтальные выработки в местах структурных ослаблений;

- сплошной венцевой крепью при проходные восстающих обычным способом.

Для проходки откаточных выработок предусматривается буровая установка УБШ 207, погрузочная машина ППН-3Б, с перегружателем ПСК-1а.

Другие горизонтальные выработки проходятся с применением перфараторов ПП-54, ПП-63 и скреперных установок.

Проходка восстающих предусматривается с помощью проходческого комплекса КПВ-4 без крепления и обычным способом со сплошной венцевой крепью.

При определении объёмов горно-подготовительных выработок учитывалось возможность использования части геологоразведочных выработок на гор. 900, 840, 780, 720 и 600м при отработке запасов. Объём вновь проходимых подготовительно-нарезных выработок на 1000 т эксплуатационных запасов составляет 75,6 мі, в том числе подготовительных - 55,9 мі, нарезных - 19,7 мі.

При ведении очистных работ:

- при системе с магазинированием руды бурение шпуров для отбойки руды осуществляется телескопными перфараторами ПТ-4. Для доставки руды применяется скреперные установки с лебедками 30 ЛС, вибропитатели люки;

- при системе подэтажных штреков для бурения скважин используется станок НКР-100м. Для доставки машина ПТ-4.

Производительность очистных блоков и проходческих забоев определены на основании норм технологического проектирования предыдущих проектов.

Количество блоков и забоев в одновременной работе, а также годовая производительность по горной массе и руде рудника в целом и по видам горных работ приведены в таблице.

Система разработки горизонтальными слоями с закладкой её незначительной доли (до 30%) в расчётах отдельно не производится и включено в показатели системы с магазинированием руды. На поверхности, в районе посёлка Таджиковул, предусматривается строительство закладчатого комплекса. Годовая потребность в закладке определилось на уровне 9,5тыс.мі.

Объёмы на эксплуатационную разведку учтены в количестве 8-9 % от ГПР и включены в объёмы ГПР.

Среднесуточный расход воды для пылеподавления предусмотрены на уровне 700 мі/сут.

4.4 Факторы, влияющие на выбор параметров системы разработки

В качестве параметров системы разработки принимаются: размеры выемочного блока и его элементов; высота блока (этажа); высота подэтажа, слоя ширина и длина блока; ширина камер и целиков; толщина потолочины и основания блока; ширина рудовыпускных выработок и, соответственно, расстояние между ортами для доставки руды.

Многие параметры являются кратными числами по отношению к другим. В таких случаях необходимо соблюдать рациональную соподчиненность в выборе взаимосвязанных параметров, причем в одних случаях выбираются в первую очередь более крупные параметры, как, например, высота этажа; после этого определяются параметры составляющих частей -- высота подэтажа (слоя) с учетом того, чтобы в этаже размещалось целое число подэтажей. В других случаях в первую очередь выбирают размеры составных частей, например камер и целиков, так как они в большей мере диктуются горно-техническими условиями, в первую очередь, устойчивостью обнажения и целиков, а также условиями размещения рудовыпускных и доставочных выработок по ширине камеры или целика. В размер блока должно входить целое число камер и целиков. Далее везде имеется в виду соподчиненность выбора, т.е. параметр, выбираемый во вторую очередь, округляется с таким расчетом, чтобы укладывался без остатка в приоритетный параметр или был кратным ему.

При выборе параметров системы разработки нередко доминируют технические соображения, а именно, часть параметров целесообразно принимать максимальными, или наоборот, минимальными по техническим факторам.

Важнейший из параметров - высота блока. Высоту блока, а, следовательно, и высоту этажа при крутом падении залежи устанавливают с точки зрения данной системы разработки тогда, когда эта система доминирует в рассматриваемом этаже. Увеличение высоты этажа сокращает число этажных горизонтов и околоствольных выработок, а также проводимых в основаниях блоков выработок для выпуска и доставки руды, например при этажном принудительном обрушении. Кроме того, возрастает количество руды, приходящееся на один пункт выпуска, один пункт погрузки составов и т.п., что позволяет использовать более мощное оборудование.

С другой стороны, с увеличением высоты этажа, во-первых, повышаются расходы на поддержание выработок откаточных, рудовыпускных, восстающих и т.п., а также увеличивается срок их службы и длины восстающих. Этот недостаток особенно ощутим при неустойчивых породах и при повышенном горном давлении. За определенным значением он становится решающим даже при крепких рудах, если применяется этажный донный выпуск частые взрывания для ликвидации заторов приводят к преждевременному разрушению рудовыпускных выработок.

Во-вторых, увеличиваются также затраты времени на перемещение рабочих в блоке, возрастают расходы на доставку материалов и оборудования в забои.

В-третьих, в случае неправильного (непостоянство мощности и угла падения) залегания рудных тел, особенно тел маломощных, разведочные данные, получаемые при проходке этажных выработок, становятся менее надежными.

В-четвертых, если выпускают руду под налегающими обрушенными породами, то при углах падения залежи меньше 75° часть отбитой руды остается в потерях на лежачем боку, и эта часть тем больше, чем больше высота этажа. Для уменьшения этих работ проводят дополнительные работы, например, проходят выпускные выработки в лежачем боку на промежуточных уровнях, что повышает материально-трудовые затраты и не вполне устраняют повышенные потери руды.

Горно-технические условия, при которых указанные недостатки менее ощутимы, можно считать благоприятными для большой высоты этажа. Это очень крутое падение залежи, при котором меньше запас руды в этаже и значительно меньше срок поддержания выработок, а, кроме того, снижаются потери отбитой руды на лежачем боку; устойчивые породы и относительно небольшое горное давление; правильное залегание рудных тел; средняя мощность рудных тел или большая мощность, если это не вызывает повышенного горного давления, при этажном выпуске руды - хорошее ее дробление при отбойке.

Высота этажа кратна высоте подэтажа (слоя). Учтем, что этаж служит многие годы, а подэтажи могут быть различными в различных выемочных блоках. Поэтому очевидно, что по степени важности и долговременности в первую очередь необходимо выбрать высоту этажа, а затем подэтажа; последняя будет кратной величиной. Так при высоте этажа 80 м высота подэтажа может составлять 13,3 м, 16 м, 20 м, 26,6 м. У первичного же параметра величина может при его расчете изменяться непрерывно.

Помимо высоты этажа это же, как уже говорилось, относится, например, к расстоянию между ортами для погрузки и доставки руды; тогда "вторичной", Дискретной величиной будет размер блока по простиранию залежи, кратный выбранному расстоянию между ортами. Например, при расстоянии между "ртами (по осям) 20 м, блок может иметь размер 40, 60 и 80 м.

Неблагоприятны для большой высоты менее крутое, падение, малая мощность и неправильное залегание рудных тел, неустойчивые руда и вмещающие породы, большое горное давление, крупная кусковатость отбитой руды в случае этажного выпуска.

Высота этажа, за отдельными исключениями, изменяется от 40-50 до 80-150 м, в зависимости от того, насколько благоприятны или, наоборот неблагоприятны условия и имеется тенденция к увеличению высоты этажа. В последующих главах даются методики оптимизации высоты блока с учетом того, какие из перечисленных факторов существенны при данной системе разработки, и оптимизации других параметров, специфичных для данной системы.

Общим в указанных случаях прослеживаются следующие зависимости увеличение параметра сокращает подготовительно-нарезные работы, но увеличивает затраты на поддержание выработок, а иногда и на доставку материалов и оборудования.

Соображения по численной оценке влияющих факторов изложены выше. Если не поддающиеся численной оценке факторы в каком-либо случае играют решающую роль, то следует выбирать величину параметра на основании инженерного опыта и практических данных.

Если величина изменяется дискретно, то определение оптимального ее значения возможно по методу вариантов, т.е. технико-экономическим сравнением вариантов с различным значением оптимизируемого параметра.

При возможности непрерывного изменения должна быть найдена зависимость критерия эффективности от оптимизируемого параметра. Если не удается выразить искомую зависимость в аналитической форме, то можно первоначально воспользоваться методом вариантов: принять 4 (минимальное число точек, по которым можно строить кривую) варианта значения параметра, а затем соединить на графике полученные точки плавной кривой (это называется графо-аналитическим методом). По этой кривой может быть найдено оптимальное значение параметра, соответствующее минимальному или максимальному значению критерия эффективности в зависимости от его содержания (например, затраты или прибыли).

При выборе системы разработки первоначально отбирают все системы, технически приемлемые в рассматриваемых условиях. Затем из этих систем по логическим соображениям отбирают конкурентоспособные, т.е. те системы, которые по сравнению с другими заведомо лучше по каким-то показателям и не проигрывают ни по одному из других показателей. В итоге остаются (обычно две-три) конкурентоспособные системы, сравнение которых требует численных оценок. Наиболее выгодную из них определяют путем экономического сравнения между собой. При окончательном выборе учитываются дополнительные соображения, которые не могли получить численную оценку, такие как (сравнительно) более высокая безопасность, надежность, комфортность, концентрация горных работ, соответствие требованиям технического прогресса, возможности получения необходимого оборудования и т.п.

На многих рудниках задача экономических расчетов сводится к разграничению областей применения дешёвой и дорогой систем разработки в зависимости от содержания полезного компонента, изменяющегося на данном месторождении в широких пределах.

Факторы, влияющие на выбор системы разработки, условно делят на постоянные (учитываемые в любых случаях) и переменные, которые выдвигаются как ограничения в частных случаях, преимущественно неблагоприятных.

Постоянные факторы - устойчивость руды и вмещающих пород, мощность и угол падения рудного тела.

Переменные факторы: возгораемость руд, слеживаемость руд, необходимость сохранения земной поверхности; наличие над месторождением обводненных песков и глин; наличие в рудном теле включений пустых пород или забалансовых руд; характер контактов залежи (в отношении их четкости и правильности); большая глубина разработки; отсутствие дешевых материалов для монолитной закладки, исключающее целесообразность применения систем с закладкой в ряде случаев; обособленное залегание небольших рудных тел. Сюда же можно отнести и ценность руды, учитываемую в экономическом сравнении систем.

Для действующего предприятия имеются дополнительные соображения в пользу системы разработки, включающую наиболее освоенную рудником прогрессивную технологию и механизацию работ. Да и для нового предприятия с переменными горнотехническими условиями существенным дополнительным доводом в пользу той или иной системы может оказаться однотипность технологии.

На рис. 4.1 (приложение 3) приведена система разработки с отбойкой руды из подэтажных штреков мелкошпуровым методом.

Повышение эффективности подземной разработки Чармитанского рудного поля возможно при использовании технологий, базирующихся на равных принципах, суть которых может быть формулирована следующим образом:

- изменение общего порядка выемки балансовых запасов руды системами подэтажных штреков;

- увеличение объемов отбойке за счет перехода от шпуровых зарядов к скважинам малого диаметра.

Подэтажная отработка жил дает возможность частичного магазинирования руды, высокопроизводительного способа комбинированной доставки отбитой руды (гравитация, отброс взрывом, доставка подэтажном и откаточным штрекам с помощью механизированных средств).

С целью улучшения количественных и качественных показателей отработки, вывода людей и механизмов из очистного пространства, создание безопасных условий работы предлагается комбинированные вариант системы разработки. Около 30% запасов блока перепускается на откаточный горизонт подэтажным штрекам и рудоспускам, остальная часть - через орты - заезды. Бурильщик и скреперист находится в не очистного пространства. Выпуск руды производится слоями: сначала выпускается руда первого слоя на первый орт - заезда. По мере выпуска замагазинированной руды первого слоя на подэтажах 1-4 бурятся скважины и взрываются на всю высоту подэтажа наклонными слоями шириной 5 м (отбойка осуществляется в два приема по 2,5 м). К моменту полного выпуска начала выпускается руда первого слоя на первый орт - заезда через йе *()измов из очистного пространства, созданпервого слоя слой 4 подготовлен (обурен и отбит) для выпуска неразубоженной руды, которая подэтажам 2 и 3 скреперуется в рудоспуск. После выпуска руды четвертого слоя начинается выпуск замагазинирования второго слоя через орт заезд №2. Руда, выпущенная без вторичного разубоживания через второй и третий подэтажи, составляется около 30 % общего обьема временно замагазинированной руды.

При выпуске временно замагазинированной руды необходимо соблюдать оптимальный режим последовательной отгрузки руды из ортов-заездов, с опережением времени развития сил разрушения боковых пород в обнажающейся части камеры.

При этом режиме, начиная с первого и кончая, последим взыскным отверстием, необходимо выпустить полностью руду до появления пустых боковых пород.

Наклонная поверхность не выпущенной руды опирается на острый гребень очередной под углом, близким к углу естественного откоса данной руды. По мере выпуска из следующих ортов-заездов наклонная поверхность не выпущенной руды как бы передвигается по простиранию к другому торцу блока. При этом угол наклона его к горизонту остается постоянным около 60-70⁰. При дальнейшем выпуске отслаивающиеся куски породы либо скатываются на фланг блока, либо остаются на поверхности рудной массы.

По сравнению с обычной системой с магазинированной рудой в этом варианте магазин подвижен: по мере продвигания фронта очистных работ он передвигается путем выпуска руды из крайних ортов-заездов. Такая подвижность не позволяет руде слеживаться и в тоже время поддерживает вмещающие породы, что способствует улучшению количественных и качественных показателей выпуска.

Однако, не смотря на высокую трудоемкость нарезных работ система подэтажных штреков по сравнению с другими системами разработки жил отличается существенными преимуществами, главными из которых является безопастьност и болшой фронт очистной выемки, позволяющий развивать высокую скорость продвигания линии очистных забоев и главное, возможность вести разработку с оставлением не вынутыми не минерализованных участков жил или участков с непромышленным содержаниям металла.

Комбинированная система разработки с подэтажной отбойкой, частичным магазинированием и выпуском отбитой руды слоями приведена на рис. 4.2 (приложение 3).

Нарезные работы заключаются в проходке из доставочного штрека погрузочных камер-заездов к рудному телу, траншейного штрека, который соединяет погрузочные камеры между собой и служит для образования траншейной подсечки и подэтажных буровых штреков.

Погрузочные камеры - заезды проходят через 8-12 м под углом 50-60⁰ к доставочному штреку, траншейный штрек - на уровне доставочного штрека или, из соображения сохранения козырька в погрузочных камерах при выпуске руды, на уровне их кровли. Расстояние между подэтажными буровыми штреками по вертикали 10-15 м.

Очистные работы в блоке начинают с образования отрезной щели на границе камеры с междукамерным целиком путем взрывания глубоких скважин на пройденный для этого отрезной восстающий. Отбойку руды в камере производят вертикальными слоями путем взрывания одного-двух комплектов веерных скважин, пробуриваемых из под этажных буровых штреков.

Выпуск руды ведут через траншею на погрузочные заезды, в которых она грузится и доставляется погрузочно-доставочными машинами к участковому рудоспуску, или перегружается в вагоны рельсовой откатки. После выемки камеры обрушают массовым взрывом потолочину и междукамерный целик. Система позволяет достичь неплохих показателей извлечения руды, так как удельный вес запасов в целиках, которые выпускают под обрушенными породами с разубоживанием, обычно не превышает 30⁰.

При этой системе обеспечиваются хорошие условия для проветривания очистных выработок.

Свежий воздух поступает на доставочный штрек и по наклонному съезду в подэтажные буровые штрек. Загрязненный воздух по восстающему в междукамерном целике выдаются на полевой доставочный штрек вышележащего горизонта и направляется в исходящую струю.

Особенностью системы по сравнению с обычными вариантами является то, что скреперные штреки, ниши и дучки заменены погрузочными заездами и выпускной траншеей. Это облегчает выпуск и доставку руды и позволяет резко (в 2-3 раза) повысить производительность труда забойных рабочих.

Между подэтажными выработками проходит наклонный съезд, который позволяет проходить их с самоходным оборудованием, а также доставлять на подэтажи самоходными машинами материалы, инструменты оборудование и людей и тем самым существенно снизить трудоемкость горных работ.

На рис. 4.3 (приложение 3) показана система разработки, основанная на использовании комплексов КПВ-1 для отбойки руды глубокими горизонтальными скважинами из восстающих, которая позволяет обеспечить производительность блока 90 т/смену при мощности рудных тел до 3 м. При этом производительность труда бурильщика достигает в среднем 23 м³/чел.-смену.

Сущность системы сводится к следующему. Блок установленных размеров ограничивается по простиранию блоковыми восстающими (2), которые проходятся с помощью проходческих комплексов КПВ-1 (3). По окончании проходки восстающих проходческие комплексы используются для бурения с полков горизонтальных скважин, их заряжания и коммутации взрывной сети.

Из восстающего пройденного посередине блока, для сокращения длины скважин, с полка комплекса КПВ-1 в обе стороны бурятся горизонтальные скважины (4) диаметром 56 мм.

Для сохранения восстающего по обе стороны от него оставляются целики толщиной 3м путем недозаряжания скважин на 4м от устья, эти целики взрывается в последнюю очередь.

Технологические схемы выпуска и доставки руды могут быть самыми различными: от наиболее простой, со скреперной доставкой, до надежной и маневренной - с использованием самоходных машин.

Коэффициент использования машин - 0,58. Производительность труда рабочего среднесменная добыча на 60-65⁰ выше, чем при схеме со скреперованием.

В целях совершенствования технологических процессов горных работ и системы разработки применительно к горно-геологическим условиям рудника предлагается наряду с системами с магазинированием руды увеличить объем отбойки системами: подэтажных штреков и систем с комплексами механизмов с перемещением по монорельсам. Внедрение данных систем разработки позволит:

- упросить конструкцию днища блока;

- сконцентрировать горные работы, внедрить циклично-поточную схему отбойки, выпуска и транспортирования руды;

- применить современное высокопроизводительное оборудование;

- обеспечить полноту выемки за счет повышения интенсивности выпуска руды из блоков;

- сократить до минимума использование ручного труда.

Предлагаемые технологии отработки блоков позволят применять малогабаритное самоходное оборудование и внедрить отбойку руды скважинами малого диаметра. Направление продвигания очистной выемки относительно элементов залегания рудной жилы - по простиранию.

4.4 Обоснование и выбор оптимальной схемы вскрытия месторождения Гужумсай

Южной границей месторождения Гужумсай является Караулхана-Чармитинская зона разломов, восточной - граница площади месторождения Промежуточное, северная граница месторождения является продолжением (к западу) северной границы месторождений Промежуточное и Чармитан. С запада на восток оруденение прослежено на протяжении 1 500 м. В плане размещение рудных тел имеет форму трапеции общей площадью 1,2 км². Падение рудных тел крутое на северо-северо-запад (65-85^є), мощности небольшие - от 0,7 м, до 2,0 м, в раздувах - до 3,2 м. В соответствии с морфологией рудных тел месторождение Гужумсай отнесено к III группе сложности по классификации ГКЗ. Нижней границей отработки является горизонт 420 м, до глубины которого распространяются разведанные запасы категорий С₁ и С₂. Рудные тела перекрыты мощной толщей наносов (40-120 м). Вышеуказанные горно-геологические и горнотехнические условия предопределяют подземный способ отработки.

Режим работы рудника следующий:

- количество рабочих дней в году - 305

- количество рабочих смен в сутки - 3

- продолжительность смены - 7,2 часа.

Производительность рудника по руде в 2009ч2010 г.г. (II этап) составит 430,0ч500,0 тыс. т. в год, с выходом на проектную мощность 550,0 тыс. т к 2011-му году. Производительность по горной массе составит 715,0 тыс. м³ в год.

При принятой производительности, равной 550,0 тыс. т руды в год, обеспеченность запасами рудника составляет 19 лет. С учетом строительства и затухания производительности на завершающей стадии отработки срок существования рудника составит 23 года.

Вскрытие месторождения предполагается осуществить двумя стволами: наклонным транспортным съездом (стволом) и вертикальным клетьевым стволом, что позволит обеспечить выдачу необходимых объемов руды и породы, а также решить вопросы доставки людей, материалов и оборудования, обеспечения запасных выходов и приемлемого режима вентиляции.

При выборе схемы вскрытия и места заложения вскрывающих выработок для отработки запасов рудников были учтены следующие факторы:

· широкое пространственное и в плане расположение рудных тел на большой площади;

· производительность рудников по горной массе;

· инженерно-геологические и горнотехнические условия отработки, тектоника;

· рельеф поверхности, наличие свободных участков, удобство подъездов;

· мощность покрывающих рыхлых пород;

· густая заселенность прилегающих к месторождению территорий.

Из-за последнего фактора часть запасов месторождения Гужумсай (ориентировочно 40-45%) возможно придется оставить в охранном целике под поселком. Судьбу этих запасов необходимо будет решить на следующих этапах освоения месторождения путем дополнительных проработок и организационных мероприятий (перенос строений из зоны влияния горных работ, отработка запасов системами с закладкой, расчеты влияния подземных разработок на поверхность).

В ПТЭО при оценке промышленного освоения месторождения Гужумсай к разработке приняты все запасы, переданные на баланс комбината.

Наклонный ствол (съезд) сечением 17,6 м² в свету на прямолинейном участке (20,7 м² - в свету на закруглениях) проходится с уклоном 0,141 (8є) и служит для транспортировки руды на поверхность в автосамосвалах грузоподъемностью 28 тонн, доставки оборудования и материалов, а также выдачи исходящей струи воздуха.

Вертикальный ствол диаметром 5,5 м в свету закладывается вне рудной зоны месторождения и служит для подъема (спуска) людей и подачи свежей струи воздуха в горные выработки.

С шагом по вертикали 60 м месторождение вскрывается квершлагами и откаточными штреками на горизонтах 840, 780, 720, 660, 600, 540, 480 и 420 м. Выработки верхнего горизонта 840 м используются в качестве вентиляционных.

Через каждые 60 м по вертикали проходятся заезды на горизонты и петлевые погрузочные станции. Петлевые загрузочные станции сооружаются вначале на каждом горизонте (780 м и 720 м) из условий выхода рудника на проектную производительность 550,0 тыс. т руды в год.

Нижние горизонты намечается вскрывать по два одновременно, причем нижний горизонт будет концентрационным, где будет сооружаться петлевая загрузочная станция, а с верхнего руда и порода по рудо-, породоспускам будет перепускаться на нижний в районе загрузочной станции. Такая схема вскрытия позволит уменьшить объемы горно-капитальных работ за счет уменьшения поперечного сечения квершлагов на промежуточных горизонтах, так как в районе движения подземных автосамосвалов до загрузочной станции квершлаг на концентрационном горизонте имеет наибольшее сечение.

Общий объем горно-капитальных работ составляет 419,6 тыс. м³. Из объема проектируемых выработок отдельно выделены объемы ГКР, проходимых до достижения проектной производительности - 203,52 тыс. м³ и оставшиеся объемы ГКР, проходимые после достижение проектной мощности - 216,08 тыс. м³.

Объёмы горно-капитальных работ приведены в табл. 4.3 (приложение 3).

Краткая характеристика проектируемых горно-капитальных выработок:

- наклонный транспортный ствол (съезд) проходится от поверхности с отметки 900 м до гор. 420 м. Длина ствола составляет 3930 м. Площадь поперечного сечения вчерне 19,5ч22,2 м² на прямолинейном участке и 22,8ч25,1 м² на закруглениях. Крепление - набрызгбетон, комбинированное - штанговая крепь с сеткой в кровле и набрызгбетон на ослабленных участках или монолитный бетон толщиной 250 мм в зонах разломов.

Вертикальный ствол проходится до горизонта 420 м и выполняет функции вспомогательного ствола, т.е. предназначен для спуска-подъема людей, оборудования и материалов, а также для подачи свежей струи воздуха в шахту. Ствол имеет диаметр в свету 5,5 м, оборудуется клетевым подъемом. Глубина ствола от поверхности до гор. 420 м составляет 520 м. Площадь поперечного сечения вчерне: 28,3 м². Крепление - монолитный бетон толщиной 250 мм.

Околоствольный двор - тупикового типа. Крепление бетонное или комбинированное.

Квершлаги проходятся площадью поперечного сечения 19,5 м² вчерне и крепятся набрызгбетоном или комбинированной крепью на участках структурных ослаблений.

Насосная станция с ЦПП сооружается на гор. 420 м у вертикального ствола. Крепление бетонное и набрызгбетонное. Водосборники - без крепления.

Камерные выработки - склады противопожарных материалов, участковые электроподстанции и др. сооружаются в районе вскрывающих выработок. Крепление - набрызгбетон или комбинированная крепь. Объемы приняты в соответствии с действующими типовыми проектами.

Исходя из горно-геологических и горнотехнических условий (устойчивые руды, угол падения 60-90⁰), опыта ведения очистных работ на смежном месторождении Чармитан, отработка рудных тел месторождения Гужумсай предусматривается камерная система разработки жил с подэтажной отбойкой руды (рис. 4.4, приложение 3) или системами разработки с магазинированием руды и мелкошпуровой отбойкой.

При системе с подэтажной выемкой отбойка руды (рис. 4.4, приложение 3) производится скважинными зарядами. Удельный расход ВВ - 1,2-1,3 кг/м³. После выемки камерных запасов производится погашение целиков.

Операции на очистных, подготовительных и нарезных работах механизируются следующим оборудованием:

- бурение шпуров и скважин - буровыми установками Boomer 282, Boomer 281 (Simba H157, Simba Junior Special), ПБУ-80 (КБУ-50) и перфораторами ПП63, ПТ48А;

- доставка горной массы до наклонных съездов - погрузочно-доставочными машинами ST710, ST2D (в центральной части) и электровозами 7КР в вагонетках ВГ-1,2 (в Восточной части);

- крепление горных выработок - самоходной машиной НБК-2 и машиной для безопалубочного бетонирования СБ-67Б-2;

- проходка восстающих - проходческим комплексом КПН-4А (КПВ-6);

- заряжание шпуров и скважин - зарядной машиной «Ульба-400М», ручными зарядчиками «Курама-7» и «Вахш-5»;

- проветривание тупиковых забоев - вентиляторами местного проветривания ВМЭ-5 и ВМЭ-6.

Потери руды при принятых системах разработки составляют 10%.

Разубоживание руды по системе разработки с магазинированием руды (при прихвате пустых пород 0,3 м и вторичном разубоживании 8,0%) составляет 28%, по системам с подэтажной выемкой (при прихвате пустых пород 0,5 м и вторичном разубоживании 8,0%) - 23,6%.

Системы разработки рассчитаны для двух вариантов мощности рудных тел:

· мощность рудных тел до 1,5 м, в среднем 1,02 м;

· мощность рудных тел более 1,5 м, в среднем 1,77 м.

Удельный вес в добыче с магазинированием руды составляет 56 %, мелкошпуровой отбойкой - 44 %. Высота этажа составляет 60 м, ширина междукамерных целиков - 6 м, толщина потолочины 2-4 м, расстояние между выпускными отверстиями дучек 3-6 м в зависимости от мощности отрабатываемого рудного тела.

Схема подготовки рудных тел к очистной выемке - ортовая. Орты проходятся из полевых штреков через 60 м. Очистные блоки подготавливаются проходкой блоковых восстающих и комплекса нарезных выработок (скреперный и подсечной штреки, отрезные восстающие, сбойки, дучки, рудоспуски). Общий объем горнопроходческих работ на 1000 т эксплуатационных запасов составил 179,1 м³, в том числе подготовительных - 37,3 м³, нарезных - 141,8 м³. По вариантам системы разработки:

· при мощности рудных тел до 1,5 м: объем горнопроходческих работ на 1000 т эксплуатационных запасов - 231,4 м³, в том числе подготовительных - 66,7 м³, нарезных - 164,7 м³;

· мощность рудных тел более 1,5 м: объем горнопроходческих работ на 1000 т эксплуатационных запасов - 158,6 м³, в том числе подготовительных - 66,7 м³, нарезных - 91,9 м³.

Основной способ проходки горных выработок - буровзрывной.

Операции на очистных, подготовительных и нарезных работах механизируются следующим оборудованием:

· бурение шпуров и скважин - гидравлической буровой установкой Boomer 282, буровым станком НКР-100М и перфораторами ПП63 и ПТ48А;

· доставка горной массы - погрузочно-доставочными машинами ST710, ST2D, скреперными лебедками 17ЛС-2см и 30ЛС-2см;

· крепление горных выработок - самоходной машиной НБК-2 и машиной для безопалубочного бетонирования СБ-67Б-2;

· проходка восстающих - проходческим комплексом КПН-4А (КПВ-6);

· заряжание шпуров - ручными зарядчиками «Курама-7» и «Вахш-5»;

· проветривание тупиковых забоев - вентиляторами местного проветривания ВМЭ-5 и ВМЭ-6.

Перечень и количество принятого горношахтного оборудования приведены в приложении Б.

проектные потерь и разубоживания руды, по вариантам системы разработки с отбойкой из магазина, составили соответственно 10 % и 25 %.

Расчетные показатели подготовительных, нарезных и очистных работ приводятся в табл. 4.4-4.6 (приложение 3).

Способ проветривания рудника - нагнетательный, так как применяются системы разработки с обрушение вмещающих пород. Схема проветривания - фланговая. Свежий воздух от вентиляторной по стволу «Вспомогательный» № 6-Г и вскрывающему квершлагу направляется в выработки откаточного горизонта, далее распределяется по рабочим местам очистных, нарезных и подготовительных работ. Исходящая струя воздуха по выработкам вышележащего горизонта и наклонному транспортному стволу (съезду) № 5-Г выдается на поверхность.

Расчетные параметры вентиляционной сети рудника составляют:

· Q _min= 107 м³/с,

· Q _max= 133 м³/с,

· Н _min= 320 даПа,

· Н _max= 190 даПа.

Расчетным параметрам соответствуют аэродинамические характеристики вентилятора ВОД-30.

Исходя из потребного количества воздуха для проветривания горных выработок, и в соответствии с принятой схемой вентиляции рудника в ПТЭО вентиляторная установка запроектирована на промплощадке ствола «Вспомогательный» 6-Г.

Вентустановка комплектуется одним осевым реверсивным вентилятором ВОД-30М с резервным двигателем. Производительность вентилятора в рабочей зоне составляет 50-230 м³,статическое давление 100/330 даПа, мощность синхронного привода 630 кВт. Нормальный режим работы вентустановки - на нагнетание.

Управление и работа вентустановки автоматизируется, постоянный обслуживающий персонал отсутствует.

В зимнее время подаваемый в шахту воздух подогревается до t = +2⁰ С в калориферной, здание которой блокируется со зданием вентилятора.

Для предотвращения утечек воздуха надшахтное здание с копром герметизируется.

Вертикальный ствол «Вспомогательный» № 6-Г оснащается грузо-людской клетьевой подъемной установкой, предназначенной для спуска-подъема по стволу людей, оборудования и материалов. Укомплектовывается подъемная установка машиной 2Ц-4x2,3 (МПБ 5-2-2) с электродвигателем мощностью 630 кВт, обеспечивающей выполнение операций по подъему-спуску людей и грузов с нижнего гор. 420 м при высоте подъема ~519,0 м.

Подъемная машина размещается в отдельном здании, над стволом строится надшахтное здание с копром.

На руднике горная масса и различные грузы перевозятся самоходными машинами с дизельным двигателем. К рудоспускам горная масса из очистных блоков и подготовительных забоев по горизонтальным горным выработкам доставляется погрузочно-доставочными машинами ST710 грузоподъемностью 6,5 т. Из рудоспусков, как и на руднике Зармитан, горная масса установкой ВДПУ4-ТМ (производительность 800-900 т/час) загружается в подземный автосамосвал МТ431В грузоподъемностью 28,0 т и вывозится им по наклонному транспортному стволу (съезду) 5-Г на поверхность. Скорость передвижения самоходных машин по горным выработкам не превышает 12 км/час. Доставка материалов и перевозка людей по горным выработкам осуществляется:

- по стволу «Вспомогательный» № 6-Г - в грузолюдских клетях 1НВ3,1 грузоподъемностью 7,0 т и вместимостью 18 человек;

-по наклонному транспортному стволу (съезду) № 5-Г и горизонтальным выработкам - в самоходных машинах с дизельным двигателем типа 1ВОМ-А, ДЗ, ВВ и ВЛГ для перевозки соответственно различных грузов, топлива, взрывчатых веществ и людей.

Исходя из ожидаемого водопритока в горные выработки 130ч200 м³/час на нижнем гор. 420 м у ствола “Вспомогательный” № 6-Г запроектирована насосная станция главного водоотлива, которая оснащается тремя насосными агрегатами ЦНСА 180-600 производительностью 180 м³/час, напор 600 м вод. ст. Один насос находится в работе, второй - в резерве, третий - в ремонте. Насосный агрегат комплектуется электродвигателем мощностью 600 кВт. Шахтная вода откачивается насосными агрегатами на поверхность по двум нагнетательным водоотливным ставам диаметром 200 мм, проложенным в стволе. Работа насосной станции автоматизируется.

Шахтные воды неагрессивны к металлу, оборудование и арматура принимаются в нормальном исполнении.

В соответствии с ЕПБ насосная станция запроектирована с горизонтальным и наклонным ходками и водосборником, рассчитанным на четырехчасовой водоприток. К камере насосной станции примыкает подстанция (ЦПП).

4.5 Технико-экономические показали оптимальной схемы вскрытия месторождения Гужумсай

календарный план месторождения Гужумсай разработан на основе эксплуатационных запасов руды, разведанных по категориям С₁ и С₂.

Рудное поле отрабатывается с юга на север от наклонного транспортного съезда (ствола) № 5-Г к стволу «Вспомогательный» № 6-Г.

Календарный план горных работ и добычи руды представлено в табл. 4.7 (приложение 3), а основные технико-экономические показатели в табл. 4.8 (приложение 3).

Основные выводы

1. На выбор режима работы расширяемого рудника оказывают влияние технические возможности существующего горного комплекса. Для обеспечения производительности рудника требуется замена вагонеток ВГ-1,2, ВГ-1,3 на более емкие. При переходе на вагонетку ВГ-2,2 и допустимых скоростях подъёма по стволам принятая производительность может быть обеспечена при трехсменной работе по выдаче горной массы. Переход на двухсменный режим работы по выдаче руды сопряжен с переходом на вагонетку ВГ-4,0, колею 750 м, выработки большого сечения и другими, связанными с этими затратами.

2. Годовая производительность и срок существования рудника определяет основные размеры вскрывающих выработок. По размерам площади поперечных сечений и длины стволов шахт, околоствольных дворов и околоствольных выработок капитальных квершлагов, штреков, восстающих устанавливаются сроки вскрытия и подготовки этажей.

3. Для условий месторождения Гужумсай принята следующая схема вскрытия: строительство нового ствола «главный 2» и углубка ствола «главный» до гор. 240 м; на флангах в районе ствола «вспомогательный» ведем строительство вентиляционных восстающих, а в районе ствола №10 - вентиляционно - мефтовых восстающих.

4. Для месторождения Гужумсай необходимо применить этажный способ подготовки, высота этажа при этом должна быть 45 м.

5. Технически приемлемыми системами разработки для освоения месторождения Гужумсай подземным способом являются: система разработки с маганизинированием руды, система разработки подэтажными штреками, система разработки с этажным и подэтажным обрушением. Из данных систем разработки наиболее эффективным для условий месторождения Гужумсай является камерная система разработки с подэтажной отбойкой руды.

Заключение

В магистерской диссертации на основе выполненных теоретических и аналитических исследований дано решение актуальной задачи по обоснованию оптимальной схемы вскрытия месторождения Гужумсай, обеспечивающего возможность дополнительного извлечения руд для Зармитанской золоторудной зоны.

Основные выводы и результаты выполненной работы заключаются в следующем:

1. Установлено, что подготовительные выработки, пройденные в массиве рудного штрека, больших деформаций крепи не претерпевают и находятся в устойчивом состоянии.

2. Подготовительные выработки, пройденные по верхнему слою в условиях трудно- и среднеобрушающихся пород кровли в ходе их эксплуатации, отличаются удовлетворительным состоянием. Установленные максимальные величины смещений пород кровли, почвы и боковых стенок примерно одинаковые и не превышают 450 мм, что не приводит к разрушению металлических арочных крепей, установленных в них.

3. Общая схема расчетов при выборе варианта вскрытия месторождения Гужумсай заключается в определении производственной мощности рудника, составлении схем вскрытия, определении сечения всех вскрывающих выработок, расчете капитальных затрат для каждого варианта вскрытия, установлении годовых эксплуатационных расходов и определении приведенных затрат с выбором варианта с наименьшими затратами.

4. Рассмотрены технологические схемы вскрытия и подготовки месторождения Гужумсай. Рекомендована методика расчета основных параметров рудника и выбора способа вскрытия.

5. На выбор режима работы расширяемого рудника оказывают влияние технические возможности существующего горного комплекса. Для обеспечения производительности рудника требуется замена вагонеток ВГ-1,2, ВГ-1,3 на более емкие. При переходе на вагонетку ВГ-2,2 и допустимых скоростях подъёма по стволам принятая производительность может быть обеспечена при трехсменной работе по выдаче горной массы. Переход на двухсменный режим работы по выдаче руды сопряжен с переходом на вагонетку ВГ-4,0, колею 750 м, выработки большого сечения и другими, связанными с этими затратами.

6. Годовая производительность и срок существования рудника определяет основные размеры вскрывающих выработок. По размерам площади поперечных сечений и длины стволов шахт, околоствольных дворов и околоствольных выработок капитальных квершлагов, штреков, восстающих устанавливаются сроки вскрытия и подготовки этажей.

7. Для условий месторождения Гужумсай принята следующая схема вскрытия: строительство нового ствола «главный 2» и углубка ствола «главный» до гор. 240 м; на флангах в районе ствола «вспомогательный» ведем строительство вентиляционных восстающих, а в районе ствола №10 - вентиляционно - мефтовых восстающих.

8. Для месторождения Гужумсай необходимо применить этажный способ подготовки, высота этажа при этом должна быть 45 м.

9. Технически приемлемыми системами разработки для освоения месторождения Гужумсай подземным способом являются: система разработки с маганизинированием руды, система разработки подэтажными штреками, система разработки с этажным и подэтажным обрушением. Из данных систем разработки наиболее эффективным для условий месторождения Гужумсай является камерная система разработки с подэтажной отбойкой руды.

Список использованной литературы

1. Аристов И.И., Лалак А.Г., Чумакин Р.В. Способы и показатели оценки полноты и качества отработки рудных тел на Чармитанском золоторудном месторождении // Горный вестник Узбекистана. 2008. № 3. С. 52-58.

2. Лобанов В.С., Рахимджанов А.А., Мухитдинов А.Т., Киселенко А.С. К вопросу возможности отработки «сближенных рудных тел» Чармитанского жильного месторождения // Горный вестник Узбекистана. 2007. № 2. С. 53-56.

3. Меликулов А.Д., Мухитдинов Ш.Р. Анализ условий и факторов, влияющих на устойчивость подземных горных выработок шахт и рудников // Техника юлдузлари. Тошкент: №3, 2002. С. 65-70.

4. Отчет по научно-исследовательской практике на Зармитанской золоторудной зоне. Навои, 2010. 67 с.

5. Кустов Л.М., Иноземцев С.Б. Укрепление золоторудной сырьевой базы - основа стабильного развития золотоизвлекательного комплекса НГМК // Горный вестник Узбекистана. 2003. № 3. С. 17-27.

6. Кучерский Н.И. Состояние и направления развития золото-извлекательного комплекса Навоийского горно-металлургического комбината // Цветные металлы. 2004. № 6. С. 49-55.

7. Кучерский Н.И. Основные направления производства в Навоийском горно-металлургическом комбинате // Горный журнал. Специальный выпуск. Москва, 2002. С. 4-12.

8. Санакулов К.С. Вклад Навоийского комбината в региональное развитие и социальную стабильность // Горный вестник Узбекистана. 2008. № 3. С. 3-8.

9. Сытенков В. Н. Особенности освоения месторождений в рыночных условиях // Горный вестник Узбекистана. 2006, № 2. С. 12-17.

10. Сытенков В.Н. Воспроизводство интегрального ресурса горно-промышленного комплекса как условие устойчивого развития региона Горный вестник Узбекистана.2007. № 1. С. 13-16.

11. Шеметов П.А. К вопросу о повышении эффективности использования геоэкономического потенциала месторождений сложного строения на современном этапе развития открытых горных работ // Горный вестник Узбекистана. 2005. № 2. С. 54-59.

12. Кучерский Н. И. Состояние и направления развития золотоизвле-кательного комплекса Навоийского горно-металлургического комбината // Цветные металлы. 2004. № 6. С. 49-55.

13. Аристов И.И., Снитка Н.П. Совершенствование методики нормирования и учета потерь и разубоживания руды // Горный журнал. №5, 2007. С. 73-76.

14. Жданкин Н.А., Жданкин А.А., Боев А.В. Выбор глубины шпуров с учетом напряженно-деформированного состояния массива // Горный журнал. № 10, 1982. С. 34-35.

15. Каримов М.Б. Худойназаров Х.Х. Напряженно-деформированное состояние массива горных пород, вокруг стволов вертикальных шахт круглого сечения // Проблемы механики. №2, 2002. С. 37-40.

16. Элиманов К.К. СТ РК 1111-2002. Приборы геодезические. Номенклатура показателей.Комитет по стандартизации, метрологии и сертификации Министерства индустрии и торговли /Госстандарт/ 2002. 9с.

17. Элиманов К.К. СТ РК 1112-2002. Нормируемые метрологические характеристики средств контроля и испытаний в составе горного производства. Форма и процедуры их метрологического обслуживания. Основные положения и правила.Комитет по стандартизации, метрологии и сертификации Министерства индустрии и торговли /Госстандарт/ 2002. 7с.

18. Элиманов К.К. СТ РК 17.0.0.06-2002. Охрана недр. Маркшейдерское обеспечение горных работ.Комитет по стандартизации, метрологии и сертификации Министерства индустрии и торговли /Госстандарт/ 2002. 5 с.

19. Инструкция по производству маркшейдерских работ на шахтах // Элиманов К.К., Ведяшкин А.С., Ли Р.В. и др. Научно-исследовательский институт горной геомеханики и маркшейдерского дела. 1998. 187 с.

20. Ардашев К.А., Шик В.М., Рудаков В.А. Методика изучения трещиноватости осадочных пород применительно к решению задач управления горным давлением //В кн.: Труды по изучению вопросов трещиноватости пород в горном массиве, сб. № 51, Л., изд.ВНИМИ, 1969, С.3-8.

21. Ведяшкин А.С., Элиманов К.К., Ли Р.В., Исаев К.О. Аппаратурное определение прочности закладочного массива в шахтных условиях /Горный журнал, № 5.2001. С. 38-40.

22. Рыжов П.А. Математическая статистика в горном деле. М., «Высшая школа», 1973, 287 с.

23. Панкратенко А. Н Технология строительства выработок большого поперечного сечения. М.,МГГУ, 2002. 271 с.

24. Михеев О.В., В. Г. Виткалов и др. Подземная разработка пластовых месторождений. Учебное пособие, М., МГГУ, 2001 г.

25. Глушко В.Т. и др. Устойчивость горных выработок.Киев: «Наука. думка», 1973. 193 с.

26. Гузь А.Н. Основы теории устойчивости горных выработок.Киев: «Наука. думка», 1977. 244 с.

27. Жданкин Н.А., Жданкин А.А., Боев А.В. Выбор глубины шпуров с учетом напряженно-деформированного состояния массива. Горный журнал, 1982, № 10. С. 34-35.

28. Инструкция по безопасному ведению горных работ на рудных и нерудных месторождениях, склонных к горным ударам. Л., изд. ВНИМИ, 1980.

29. Панкратенко. А. Н Технология строительства выработок большого поперечного сечения. М.: изд. МГГУ, 2002. 271 с.

30. Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий металлургии с подземным способом разработки. ВНТП 13-2-98. СПб.: Гипроруда, 1993. 234 с.

31. Временные правила охраны сооружений и природных объектов от вредного влияния подземных горных разработок месторождений руд цветных металлов с неизученным процессом сдвижения горных пород. Л.: ВНИМИ, 1986. 74 с.

32. Песвианидзе А.В. Расчет шахтных подъемных установок: Учеб. пособие для вузов / А.В. Песвианидзе. М.: Недра, 1992. 250 с.

33. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом (ПБ-06-111-95). Госгортехнадзор России: В 2 кн. Кн. 2. М.: НПО ОБТ, 1996. 214 с.

34. СНиП II-94-80. Строительные нормы и правила. Ч. II. Нормы проектирования. Глава 94. Подземные горные выработки. М.: Стройиздат, 1982. 30 с.

35. Баранов А.О. Проектирование технологических схем и процессов подземной добычи руд / А.О. Баранов. М.: Недра, 1993. 286 с.

36. Ушаков К.З. Аэрология горных предприятий / К.З. Ушаков, А.С. Бурчаков, Л.А. Пучков, И.И. Медведев. М.: Недра, 1987.

37. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом (ПБ-06-111-95). Госгортехнадзор России: В 2 кн. Кн. 1. М.: НПО ОБТ, 1996. 260 с.

Приложения

Приложение 1

Рис. 2.1 Схема замерной станции

1 - почва и кровля; 2 - боковые стенки

Рис. 2.2 Графики сближений боковых пород и их скоростей в Зармитанской золоторудной зоне



1 - почва и кровля; 2 - боковые стенки

Рис. 2.3 Графики сближений боковых пород и их скоростей в Зармитанской золоторудной зоне

1 - почва и кровля; 2 - боковые стенки

Рис. 2.4 Графики сближений боковых пород и их скоростей в Зармитанской золоторудной зоне

1 - сближение кровли и почвы; 2 - пучение почвы

Рис. 2.5 Графики смещений кровли и почвы

1 - кровля и почва; 2 - боковые стенки

Рис. 2.6 Графики сближений боковых пород и их скоростей



1 - почва и кровля; 2 - боковые стенки

Рис. 2.7 Графики сближений боковых пород и их скоростей, расположенном на глубине 90 м от земной поверхности

1 - почва и кровля; 2 - боковые стенки

Рис. 2.8 Графики сближений боковых пород и их скоростей на глубине 106 м от земной поверхности

Приложение 2

Рис. 3.1 Сечение горизонтальной выработки сводчатой формы

Таблица 3.1

Минимальное число выходов в зависимости от расстояния между горизонтами и протяженности рудного тела

Расстояние между штольнями или горизонтами по вертикали, м	Протяженность рудного тела, м	Минимальное число выходов
До 40 До 40 40 - 70 40 - 70 Более 70 Более 70	До 500 Более 500 До 500 Более 500 До 1 000 Более 1 000	Один ходовой восстающий на вышележащий горизонт Через каждые 500 м один ходовой восстающий на вышележащий горизонт Один ходовой восстающий, оборудованный механическим подъемом Один ходовой восстающий, оборудованный механическим подъемом, и через каждые 500 м - ходовой восстающий Один ствол и один восстающий, оборудованные механическими подъемами Два ствола, оборудованных механическими подъемами

Таблица 3.2

Размеры предохранительных берм

Категория охраны	Характеристика объекта охраны	Ширина бермы, м
I II III	Сооружения основного подъемного комплекса (стволы, копры, здания подъемных машин), основные вентиляционные шахтные стволы, слепые шахты, магистральные железные дороги, здания в четыре этажа и выше, русла больших рек и т. п. Вспомогательные стволы шахт с копрами и подъемными машинами, капитальные рудоспуски, квершлаги, штольни, штреки, бытовые комбинаты, жилые и общественные здания в 2-3 этажа и т. п. Борта действующих карьеров, сады, парки, шоссейные дороги, одноэтажные здания, подъездные рудничные железнодорожные пути и т. п.	20 10 5

Примечание. При проектировании крупных промышленных сооружений, капитальных стволов, шахт, расположенных в лежачем боку мощных крутопадающих залежей, имеющих значительную протяженность по простиранию и падению, ширину предохранительной бермы увеличивают до 50 м.

Таблица 3.3

Параметры шахтных вагонеток

Марка вагонетки	Емкость кузова, м3	Ширина колеи, мм	Ширина, мм	Высота, мм	Длина, мм	Масса, кг
УВГ-0,7 УВГ-1,2 УВГ-1,3 УВГ-2,2 УВГ-2,5 УВГ-4,0 УВГ-4,5 УВГ-9,0 УВГ-9,5	0,7 1,2 1,3 2,2 2,5 4,0 4,5 9,0 9,5	600 600; 750 600 600; 750 900 900 750; 900 750; 900 750; 900	850 1000 880 1200 1240 1320 1350 1350 1800	1220 1300 1300 1300 1300 1600 1550 1550 1600	1250 1850 2000 2950 2975 3850 3950 7850 7300	488 780 610 1518 1153 3860 3850 9000 9350

Таблица 3.4

Параметры рудничных электровозов

Марка электровоза	Ширина колеи, мм	Ширина, мм	Высота, мм	Длина, мм
3КР-600 4КР 10КР2 ...

Подобные документы

• Обоснование технологий разработки месторождений полезных ископаемых

  Формирование комплексов горных выработок для вскрытия, подготовки и разработки месторождения. Анализ возможностей и сущностей проведений подготовительных выработок по механизированной технологии. Анализ разработки месторождения открытым способом.
  
  курсовая работа [5,2 M], добавлен 23.06.2011
  

• Выбор и обоснование способа вскрытия шахтного поля и системы подземной разработки рудного месторождения

  Краткая горно-геологическая и горнотехническая характеристика месторождения. Расчет параметров подземного рудника, его годовая производительность. Выбор и обоснование схемы вскрытия шахтного поля, способа его подготовки, разработки месторождения.
  
  курсовая работа [31,8 K], добавлен 05.02.2014
  

• Вскрытие рудного месторождения

  Выбор способа вскрытия месторождения (шахтного поля). Определение производственной мощности и срока существования рудника. Расчет сечений вскрывающих выработок, вентиляции и скорости движения воздуха. Анализ капитальных затрат на строительство рудника.
  
  контрольная работа [142,7 K], добавлен 05.12.2012
  

• Подземная разработка месторождений

  Расчет балансовых запасов месторождения полезного ископаемого, годовой производственной мощности и срока существования рудника. Выбор рациональной системы разработки и вскрытия месторождения. Определение размеров поперечного сечения вскрывающих выработок.
  
  курсовая работа [801,4 K], добавлен 18.03.2015
  

• Построение схемы вскрытия месторождения

  Краткая геологическая характеристика месторождения в Костомукше. Оконтуривание карьерного поля. Элементы системы разработки, выбор экскаватора. Определение длины фронта горных работ. Параметры отвалообразования. Количественная комплектация оборудования.
  
  курсовая работа [35,1 K], добавлен 03.12.2014
  

• Открытая разработка рудного месторождения

  Выбор способа вскрытия карьерного поля. Особенности карьеров, разрабатывающих наклонные месторождения глубинного типа. Предполагаемая схема добычи руды. Способ подготовки горных пород к выемке. Ликвидация негативных последствий ведения горных работ.
  
  курсовая работа [165,9 K], добавлен 23.06.2011
  

• Проект горных и маркшейдерских работ применительно к условиям месторождения песка "Приволжское"

  Геолого-промышленная характеристика месторождения. Горнотехнические условия разработки месторождения. Технологические потери и проектные промышленные запасы. Технология ведения добычных работ. Классификация разубоживания при разработке месторождения.
  
  дипломная работа [2,0 M], добавлен 11.05.2015
  

• Расчет балансовых запасов месторождения

  Определение производственной мощности и срока существования рудника, определение высоты этажа и объема горных работ. Выбор варианта вскрытия и подготовки. Система разработки месторождения, расчет технологического комплекса отбойки и доставки руды.
  
  курсовая работа [90,8 K], добавлен 26.11.2011
  

• Проектирование работы карьера

  Подсчет запасов месторождения, определение контура карьера, выбор и обоснование способа разработки, системы и схемы вскрытия. Расчет карьерного транспорта; мероприятия по охране труда. Выбор вскрышного экскаватора, разработка графика горных работ.
  
  дипломная работа [502,8 K], добавлен 14.02.2015
  

• Проект вскрытия и разработки первого участка Мугунского месторождения

  Условия залегания угольных пластов. Вскрытие месторождения. Выбор способа и системы его разработки. Организация вскрышных, добычных и буровзрывных работ. Дренаж и осушение карьера. Экономические расчеты эксплуатационных затрат и горностроительных работ.
  
  дипломная работа [1,3 M], добавлен 15.09.2013
  

• Проект вскрытия и разработки "Костомукшского месторождения"

  Характеристика района. Инженерно-геологическая и гидрогеологическая характеристика Костомукшского месторождения. Запасы железной руды. Состояние и перспективы развития горных работ. Выемочно-погрузочные работы. Переработка полезного ископаемого.
  
  курсовая работа [1,9 M], добавлен 23.04.2019
  

• Технология работ на железорудном месторождении Еристовского ГОКа

  Ознакомление с технологическим процессом проведения горных работ на примере Еристовского ГОКа: характеристика природных условий Еристовского железорудного месторождения, требования к осушению, порядок вскрытия месторождения и технология горных работ.
  
  отчет по практике [362,5 K], добавлен 02.12.2010
  

• Разработка Тишинского месторождения в Глубоковском районе Восточно-Казахстанской области

  Свойства горных пород и полезных ископаемых. Геологическая характеристика Тишинского месторождения. Производственная мощность и срок существования подземного рудника. Выбор метода разработки и вскрытие месторождения. Проведение и крепление выработок.
  
  курсовая работа [999,5 K], добавлен 21.04.2014
  

• Вскрытие и подготовка месторождения подземным способом

  Краткая геологическая характеристика месторождения. Выбор метода вскрытия и подготовки шахтного поля. Расчет годовой производственной мощности рудника и срока его существования. Анализ эксплуатационных и капитальных затрат на вскрытие месторождения.
  
  курсовая работа [60,9 K], добавлен 03.07.2012
  

• Особенности прогноза и профилактики горных ударов на Расвумчоррском руднике "ОАО Апатит"

  Общая характеристика "ОАО Апатит". Анализ горно-геологических и геомеханических свойств месторождения. Знакомство с классификацией пород и руд апатито-нефелиновых месторождений по интенсивности трещиноватости. Особенности схемы вскрытия месторождения.
  
  дипломная работа [1,1 M], добавлен 03.05.2014
  

• Совершенствование технологии закладочных работ при отработке Стрельцовского месторождения

  Вещественный и качественный состав руд. Гидрогеологические условия эксплуатации месторождения. Определение годовой производительности рудника. Способ и схема вскрытия месторождения. Расчет затрат базового закладочного комплекса и закладочных смесей.
  
  дипломная работа [4,9 M], добавлен 20.03.2013
  

• Проект вскрытия и подготовки рудного месторождения для условий АК "АЛРОСА" рудника "МИР"

  Горно-геологическая характеристика месторождения. Современное состояние горных работ на руднике. Балансовые и промышленные запасы руды в месторождении. Вскрытие вертикальными клетевым и конвейерным стволами. Капитальные и эксплуатационные затраты.
  
  курсовая работа [1,2 M], добавлен 19.10.2012
  

• Анализ разработки нефтегазового месторождения

  Геологическая характеристика Хохряковского месторождения. Обоснование рационального способа подъема жидкости в скважинах, устьевого, внутрискважинного оборудования. Состояние разработки месторождения и фонда cкважин. Контроль за разработкой месторождения.
  
  дипломная работа [2,9 M], добавлен 03.09.2010
  

• Разработка нового проекта отработки Третьего горизонта Старобинского месторождения на базе современных инновационных технологий

  Обоснование вскрытия и отработки запасов калийных солей Третьего калийного горизонта. Общая характеристика месторождения и шахты. Определение годовой производительности рудника. Расчёт крепи выработок главного направления. План ликвидации аварий.
  
  дипломная работа [713,8 K], добавлен 15.09.2013
  

• Разработка и эксплуатация нефтяных и газовых месторождений

  Характеристика пластовых флюидов. Состояние разработки месторождения. Методы вскрытия продуктивного пласта. Техника и технология гидропескоструйной перфорации. Анализ технологической эффективности проведения ГПП на скважинах Смольниковского месторождения.
  
  дипломная работа [3,8 M], добавлен 11.03.2017
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам