Размещено на http://www.allbest.ru/

ВВЕДЕНИЕ

Учалинское месторождение медно-цинковых руд находится в Учалинском районе республики Башкортостан в 7км к юго-западу от железнодорожной станции Учалы ЮУЖД и в 135 км к северу от Магнитогорска. учалинский месторождение скважинный руда

Месторождение расположено в пределах холмистой зоны восточного склона Южного Урала, абсолютные отметки которой колеблются в пределах 520-570м. Район в значительной мере заселен, а обширные речные долины, межсопочные понижения заняты лугами и посевами.

Поверхностные воды района представлены реками: Урал, Уй их притоками и озерами: Ургун, Калкан, Большие Учалы, Карагайлы, Чебаркуль. Климат района континентальный с жарким коротким летом и холодной и продолжительной зимой. Максимальная температура воздуха в июле (+38),минимальная в январе (-40) Глубина промерзания почвы зимой-1.5м. Снежный покров удерживается до середины апреля. Среднегодовое количество осадков 220-300мм. Характерным для района являются почти постоянные ветры преимущественно юго-западного направления.

В экономическом плане район является преимущественно сельскохозяйственным и животноводческим с сельским уклоном. Промышленность района представлена Учалинским ГОКом, действующим на базе близлежащих медно-цинковых месторождений. В г.Учалы размещаются: строительный трест №1, картонно-рубероидный завод и завод лесного машиностроения "Лесмаш".

Население района рассредоточено по небольшим населенным пунктам: с.Учалы, п.Миндяк, д.Имангулово, д.Уразово и др. Внешняя транспортная связь осуществляется через ширококолейную дорогу Миасс-Учалы, протяженность 110км. В 40 км южнее месторождения проходит автотрасса Челябинск - Магнитогорск, на юго-западе проходит автотрасса Учалы - Белорецк протяженностью 100км.

1. КРАТКАЯ ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Учалинское месторождение медно - цинковых руд залегает среди мощной пачки среднедевонских эифельских вулканогенных и вулканоосадочных пород. Оно представлено крутой линзообразной залежью сплошных колчеданных руд, сопровождаемой прерывистыми зонами рассеянной сульфидной минерализации. Оруднение приурочено к контакту рионито - дацитовых порфиров и миндалекаменных базальтовых порфиритов, превращенных гидротермическими процессами в серицитовые, хлорит - серицитовые и хлорито - кварциево - серицитовые породы. Подлежащая отработке подземным способом нижняя часть рудного тела в меридиональном направлении и имеет крутое падение (80-85⁰) к западу. Длина рудного тела по простиранию 1400 м, ширина колеблется от нескольких метров до 120м. Строение залежи осложнено многочисленными апофизами на флангах, дизъюктивными нарушениями близмеридионального северо-западного направления, а также серией крутопадающих даек различного состава.

По запасам относится к крупным, по сложности геологического строения ко второй группе по классификации ГКЗ.

В пределах залежи выделяются четыре промышленных типа руд; отличающихся содержанием полезных компонентов, но подлежащих отработке валовым способом без разделения по сортам. Контакт руд и вмещающих пород в большинстве случаев четкий. В лежачем боку залежи наблюдается постепенный переход от сплошных руд к густовкрапленных сульфидам. Плотность сплошных руд - 4,3 т/м³; вкрапленных - 3,4 т/м³; вмещающих пород - 2,9 т/м³. Расчетные пределы прочности рудного массива: на сжатии - 48,3 МПа; на растяжении - 1,45 МПа; сцепление массива руды - 2,45 МПа; коэффициент Пуассона - 0,9. Вмещающие породы и руды характеризуются интенсивной; четко выраженной трещиноватостью. На верхних горизонтах месторождения преимущественно распространены крутопадающие, под углом 70-80⁰, трещины. По генетическому типу они относятся к тектоническим, имеют четкие, шероховатые поверхности, характеризуются однородным заполнением и достаточной протяженностью. На нижних горизонтах, начиная с горизонта 300м, преобладают трещины пологого падения под углом 15-25⁰, образованные в результате горизонтальных сдвиговых процессов. Поверхности трещин неровные, иногда отмечаются зеркала скольжения.

Геологическое строение комплексов вмещающих пород и колчеданную рудную залежь осложняют интрузивные и субвулканические образования, к которым относятся диабазовые порфиры преимущественно северо-восточного простирания, габбро - диоритовые порфиры северо-западного простирания и плагиоклазпироксеновые диабазовые порфириты, образующие неправильные, невыдержанные по мощности, простиранию и падению тела.

Учалинское месторождение формировалось в тектонически-активной зоне. В пределах рудного поля разбиты разрывы и складки диагонального северо-западного и северо-восточного направлении.

Разрыв образуют разломы, тектонические трещины: открытые и закрытые: часто заложенные гидротермальными минералами или глиной трения и не заполненные, обводненные от капежа до водопритока с дебитом до 30-60м³/ч и сухие. Породы и руды блочного строения, часто со следами скольжения, волочения, рассланцевания и дробления.

Контакт руд и пород висячего бока, как правило, тектонический со сложной конфигурацией; лежачий - нечеткий отбивается по данным опробования.

Расстояние между трещинами одной и той же системы изменяются от 3-5см до нескольких метров независимо от глубины трещины заполнены кальцитом, гематитом, хлоритом, кварцем. Раскрытие трещин от долей миллиметра до 8-10мм. Породы и руды вблизи трещины рассланцованы и раздроблены, имеют глинку трения. Рудное тело на всем протяжении пересечено сериями даек высокой крепости; которые разбивают рудные и породные массивы на отдельные структурные блоки.

2. ВСКРЫТИЕ И ПОДГОТОВКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Учалинское месторождение представлено крупным линзообразным рудным телом, вытянутым в меридиональном направлении и имеющим крутое падение на запад под углом 80 -85^о. длина залежи составляет 460 м и ниже. Форма рудного тела в плане - гантелеобразная, с выклиниванием краевых частей по простиранию, то есть пережимом мощности в центральной части до 10ч12 м (центральный участок), с раздувами от центра до 120 м (северный и южный фланги) и далее краевые части с мощностью от 30 - 40 м до 0 м (северная и южная выклинки).

Размещено на http://www.allbest.ru/

"Скиповой", в котором размещены четыре скипа для выдачи
руды и породы на поверхность;

? стволом "Клетьевой", оборудованного клетью для спуска - подъема людей и материалов, а также для подачи свежего воздуха в шахту вентилятором главного проветривания ВОД - 40;

? стволом "Северный - Вентиляционный", служащим для выдачи исходящей вентиляционной струи и запасным выходом на поверхность;

? наклонным транспортным съездом, пройденным в отметках 0 - 564м, служащим для передвижения по нему самоходного оборудования между горизонтами шахты, а также для подачи по нему свежего воздуха вспомогательным вентилятором главного проветривания ВОД -21;

? штольнями из карьерного пространства, при в карьер, оптимизировать оперативную доставку материалов, оборудования помощи которых значительно сократились сроки строительства подземного рудника. Использование штолен позволяет производить отгрузку горной массы, горюче - смазочных материалов в шахту. Штольни служат для выдачи исходящей вентиляционной струи и запасными выходами.

Учалинское месторождение формировалось в тектонически активной зоне. В пределах рудного поля разбиты разрывы и складки диагонального северо-западного и севере- восточного направлении.

Разрыв образуют разломы, тектонические трещины: открытые и закрытые: часто заложенные гидротермальными минералами или глиной трения и не заполненные, обводненные от капежа до водопритока с дебитом до 30-60м³/ч и сухие. Породы и руды блочного строения, часто со следами скольжения, волочения, рассланцевания и дробления.

Контакт руд и пород висячего бока, как правило, тектонический со сложной конфигурацией; лежачий - нечеткий отбивается по данным опробования.

Расстояние между трещинами одной и той же системы изменяются от 3-5см до нескольких метров независимо от глубины трещины заполнены кальцитом, гематитом, хлоритом, кварцем.

3. РУДНИЧНЫЙ ТРАНСПОРТ, ПОДЪЕМ, ВОДООТЛИВ, ВЕНТИЛЯЦИЯ

3.1 Вентиляция

Данная методика разработана в соответствии §115 «Единых правил безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом», утвержденных Постановлением Госгортехнадзором России от 13 мая 2003года.

Проветривание шахты Учалинского подземного рудника осуществляется по нагнетательной схеме, при помощи вентиляторной установки главного проветривания ВОД-40 и вентиляторной установки главного проветривания ВОД-21.

Свежий воздух от вентиляторной установки ВОД-21 подается по наклонному съезду гор. 0 - 220м. на гор. 220м., где он разделяется на две струи, одна из которых по транспортному наклонному съезду гг.220 - 300м. проветривает склад ВМ гор. 300м. а также южный фланг гор.300м. Другая проветривает гор. 220м. наклонный сьезд 220 -240м, гор.240м., и гор.260м.

Свежий воздух от главной вентиля горной установки ВОД-40 подается по стволу "Клетьевой" на гор.300м., 380м., 460м, 534м, 564м.

С гор.300м. по закладочному наклонному съезду, свежий воздух поступает па проветривание центрального и северного фланга гор.340м. с выбросом по вентиляционным восстающим на гор. 300м.. и 310м, и далее на ствол "Северный вентиляционный", а также в карьер через штольню №4 гор: 300м.

Выброс отработанного воздуха с центрального фланга гор.340м. осуществляется в карьер через штольню №3 гор.324м. Проветривание южного фланга гор.340м. осуществляется за счет исходящей по ВХВ гг.380-340м. с труп с гор.380м, с выбросом отработанною воздуха также в карьер через штольню №3 гор.324м. штольню гор.300м.

Выброс отработанного воздуха осуществляется по наклонным съездам а также вентиляционным восстающим на центральный и северный фланги гор.340м.. а также выброс отработанного воздуха осуществляется в карьер через восточную штольню.

Свежий воздух гор 380м. поступивший со ствола "Клетьевой" и квершлагу этого горизонта на откаточный штрек, разделяется на две струи: одна струя поступает на северный фланг для проветривания забоев и камер с исходящей по стволу "Северный вентиляционный", а также с выбросом отработанного воздуха по вентиляционным восстающим и через очистное пространство камер на гор.350м. и далее в карьер. Другая струя воздуха подается на центральный и южный фланги горизонта, с исходящей через очистное пространство камер и вентиляционные восстающие в южной части гор.380м., на гор.340м., и далее выброс отработанного воздуха осуществляется в карьер через восточную штольню и штольню №3 гор.324м.

Проветривание гор.400м осуществляется путем подачи свежего воздуха с юр.430м. но вентиляционным восстающим, с частичным подсвежением воздуха с транспортного наклонного съезда гг.300-564м.

Выброс отработанного воздуха осуществляется по вентиляционным восстающим на вышележащий горизонт.

Проветривание гор.430м. осуществляется путем подачи свежего воздуха с транспортного наклонного съезда гг.380м.-564м.. и участкового наклонною съезда IT.460 - 430м. а также по вентиляционным восстающим гг.460 - 430м. с гор.460м. Выброс отработанного воздуха осуществляется по вентиляционным восстающим па вышележащие горизонты (380м.. 400м.).

Проветривание южною фланга гор.460м. осуществляется за счет подачи свежего воздуха по стволу «Клетьевой». и выбросом отработанного воздуха по вентиляционным восстающим на вышележащий горизонт (430м.).

Проветривание северного фланга гор.460м. осуществляется за счет подачи свежего воздуха по стволу «Клетьевой», и выбросом отработанного воздуха по транспортному и участковому наклонному съезду гг.460-430м.

Расчет необходимого количества свежего воздуха: необходимого для проветривания выработок проводиться по следующим факторам:

? по разжижению газов, образующихся после проведения взрывных работ;

? по разжижению газов от ДВС самоходного дизельного оборудования до санитарных норм, с учетом длинны забоя;

? по минимальной скорости движения воздуха;

? по количеству одновременно работающих людей;

Расчет необходимого количества воздуха при горно-проходческих работах при нагнетательном способе проветривании QВВ = м3/сек

Расчет количества воздуха необходимого для проветривания горных выработок по разжижению продуктов взрыва до безопасных концентраций.

Расчет производиться по формуле доктора технических наук В. И. Воронина.

м3/сек. (1)

где: QВВ- количество воздуха, нагнетаемое в призабойное пространство, без учета потерь через неплотности в вентиляционных трубах м3/сек;

А - количество ВВ, расходуемое в забое за один цикл взрывания, кг;

V - объем проветриваемой выработки м3;

Т - время проветривания - 1800 м2.

Объем проветриваемой выработки определяется исходя из «критической» длинны L_крит горной выработки, т.е. расстояния, на котором концентрация ядовитых газов уменьшается до нормы.

L_крит=450*А;м3 (2)

S

где: S - площадь поперечного сечения выработки, м3

Расчет количества воздуха необходимого для разжижения газов ДВС самоходного дизельного оборудования до санитарных норм. QД= м3/сек.

Расчет производиться по формуле:

QД=Р*N; м3/сек. (3)

60

где: Р - количество свежего воздуха, подаваемого на одну лошадиную силу

мощности двигателя самоходного дизельного оборудования, м3/сек.;

Р = 4 м3/м ,согласно письма Управления по надзору в горнорудной промышленности «О проветривании тупиковых выработок с применением самоходных машин на рудниках ОАО «УГОК» №08 - 10/1005 от 24.10.2002г.

Расчет по минимальной скорости движения воздуха в горных выработках Vmin= м3/сек

Расчет производиться по формуле:

Vmin=0.1*Р; м3/сек. (4)

S

где: Р - периметр выработки, м;

S - площадь поперечного сечения выработки, м2;

4. Расчет по наибольшему количеству людей, занятых одновременно на подземных горных работах. Расчет производиться по формуле:

Q=0,1*N;м3/сек. (5)

где: N - число людей, находящихся одновременно в данной выработке, блоке, участке и т.д.

0,1м3/сек - количество свежего воздуха, подаваемого на одного человека.

Необходимое и достаточное количество свежего воздуха, для проветривания горной выработки, принимается как наибольшее количество воздуха, полученное при расчете по вышеуказанным факторам. Далее выбираем тип вентилятора местного проветривания, исходя из производительности и напора вентилятора. Производительность вентилятора определяется по формуле:

Q_вент= Q_мах*Р;м3/сек. (6)

где: Q_мах - необходимое количество воздуха для проветривания забоя, м3/сек.,

Р - коэффициент потерь в вентиляционном трубопроводе;

Коэффициент потерь в вентиляционном трубопроводе определяется по таблице3.1:

Таблица 3.1

Длинна трубопроводам.	Коэффициент потерь.
50	1,05
100	1,08
150	1,12
200	1,14
250	1,16
300	1,19
400	1,25
500	1,29
600	1,35
700	1,38

Количество воздуха, подходящего к вентилятору местного проветривания должно быть не менее:

Q_подх= Q_вент*1,43;м3/сек., (7)

Расчет необходимого количества воздуха при для проветривании очистных камер после взрывных работ

Расчет производиться по определению времени необходимого для проветривания:

сек. (8)

где: к = 1,3-1,5 коэффициент запаса воздуха.

А_{в -} количество воздуха, поступающего на проветривание камеры, м³/сек.

40 - постоянный множитель для камерных систем разработки. И = 0,16-0,19 коэффициент, учитывающий контакт взрываемого блока с

поверхностью;

А_и - условный заряд ВВ. определяется по формуле:

А_и=Н_вв*И*g (9)

Н _вв - количество одновременно взрываемого ВВ. кг;

В_исх - объем загазованных выработок м сторону исходящей струи, м';

g = 0.9 коэффициент.

3.2 Подземный транспорт

Погрузочно-транспортные работы

Погрузка горной массы из проходческих и очистных забоев планируется производить следующим образом:

– погрузочно-доставочными машинами (ПДМ) типа «Торо-501Д», «Торо-501», «Торо-1400», «Кавасаки»;

Транспортировка горной массы из проходческих и очистных забоев-автосамосвалами «Торо-35Д», «Торо-40» и «МоАЗ-7504».

Горная масса выдается:

– с гор.300м, 340м, 350м, 380м по наклонному съезду в карьер или через ДЗК гор.380м и ствол «СС» на поверхность;

– с гор.400м, 430м, по наклонному съезду на гор.460м к ств. «СС» и через скиповой подъем на поверхность.

Потребность в погрузочно-транспортном оборудовании(Таблица 4.2)

Таблица 3.2

Наименование применяемого оборудования	Объем работ, м3	Производи- тельность обо- рудования, тыс. м3/год	Коэффициент использования оборудования	Потребность списочная
Торо - 1400	71	71	0,9	1
Торо - 501Д	131	65,5	0,64	3
Торо - 35Д (Торо - 40)	258,12	64,53	0,9	5
МоАЗ - 7504	130	26	0,79	6
ПД - 8	21,12	21,12	0,6	1
Кавасаки	165	55	0,9	5

Потребность в буровом оборудовании для выполнения планируемых объемов в 2007г.

Таблица 3.3

Наименование применяемого оборудования	Объем буровых работ, м3	Производительность оборудования м3/год	Потребность в 2007 году	Движение оборудования
				Наличие на 1.11.2006	Списание	Приобретение
Мономатик	84900	28300	3	3	-	-
Фуракава	28302	28302	2	1	-	1
УБШ- 312 (Тамрок)	17376	17376	-	1	1	-
Соло-1008 Соло-1020	171300	57100	1	3	2	2
Соло - 07		57100	2	-	-	2
Каболт	24800	24800	1	1	1	1
НКР-100м БП-100	45600	9120	5	5	2	2
СКБ	2880	2880	1	1	1	-
Диамек			1	-	-	1
Торо-1400 Торо-501Д Торо-400	462,04	77,01	6	6	1	1
Торо-35Д(Торо-40)	250,3	50,07	5	4	1	2
МоАЗ-7504	264	33	8	8	4	4
ЛК-1М			3	3	2	2
Кавасаки	52,3	52,3	1	1	-	-

3.3 Шахтный подьем

Подъемная установка шахты «Клетевая»

В настоящее время ствол шахты «Клетевая» оборудован проходческой подъемной машиной Ц-3.5х2,4.Учалинский комбинат предложил на период эксплуатации использовать проходческий копер и указанную подъемную машину, причем машина Ц-3,5x2,4 используется в качестве основного одноконцевого подъема для подъема и спуска людей в стволе, оборудованном лестничным отделением. Для спуска и подъема людей навешана клеть 3,1 НВ-4,5.

Основные параметры клетевого подъема:

? Подъем одноконцевой;

? Подъемная машина Ц-3,5x2,4;

- Высота подъема 534м, высота отвеса каната 585м;

? Вес клети 3,1 НВ-4,5 -4200кг;

? Канат 34-ГЛ-В-Н-180 ГОСТ 16828-81 с суммарным разрывным усилием всех проволок 84100кг, вес 1м каната 4,367кг;

? Грузоподъемность клети из расчета подъема 30 чел. - 2400кг;

? Концевая нагрузка - 6600кг;

? Максимальное натяжение каната - 9155кг;

? Запас прочности принятого каната -9,18;

? Максимальная скорость подъема - 5.8 м/сек;

? Величина ускорения и замедления - 0,5 м/сек;

? Время цикла - 298 с;

? Число подъемов в час - 12р:

? Установлено 2 двигателя мощностью 400 кВт каждый.

Для возможности использования проходческого копра на период эксплуатации в последнем устанавливается вертикальный станок для навески проводников под клеть и выполнена герметизация. Внешняя обшивка копра не предусмотрена.

На подшкивной площадке копра установлены канатные амортизаторы шахтных парашютов и головные шкивы клетевого подъема.

Герметизация копра необходима для ликвидации утечек воздуха и создания внутри его положительной температуры в зимнее время. В копре предусмотрен пункт ожидания клети на 60 человек. Доставка людей от строящегося АБК Учалинского подземного рудника предусматривается по теплому переходу до ствола.

Подъемные установки шахты «Скиповая»

Ствол шахты «Скиповая» оборудован двумя подъемными машинами МПБ 5-2,5-2,5 и двумя парами скипов. Скипы конструктивно совершенно одинаковые и служат для выдачи руды и породы.

Основные параметры подъемных установок:

? Высота подъема 560м;

? Емкость скипа 5,7 м3;

? Масса скипа 10000кг;

? Максимальная статистическая нагрузка у коуша 23т;

? Скорость подъема скипа 8,98 м/сек;

? Подъемные канаты 50.0Г-В-С-Н-Т-180 ГОСТ 16828-81 или 16822-81;

? Направляющие проводники канатные, по четыре каната на каждый скип.

? Канаты 35.0 Г-1-С-Н-1670 ГОСТ 3077-80;

? Максимальное натяжение головного каната 29000кг;

? Запас прочности каната 7,00;

? Подъемные машины типа МПБ 5-2.5-2,5 - 2 штуки;

? Допустимое статистическое натяжение (на машину) каната не более 320м;

? Разность статистических натяжений не более 250кн;

? Электродвигатели типа АКН 2-2,8-43-16УХЛ4 мощностью 1000кВт, частота вращения 375 об/мин - по два на каждую машину.

Подъемная установка шахты «Северная вентиляционная».

Ствол шахты «Северная вентиляционная» оборудован одноконцевым подъемом без противовеса с клетью типа НВ 3,1x1370 и служит в качестве запасного выхода.

В качестве подъемной машины на период эксплуатации оставляется проходческая машина типа Ц-3,5х2А и проходческий копер, на котором произведена реконструкция подшкивнои площадки и герметизация копра.

Основные параметры клетевого подъема:

? Грузоподъемность клети 1890кг

? Максимальная скорость 5,8 м/с

? Канат 31 -ГЛ-В-Н-170 ГОСТ 7668-80

? Запас прочности каната 9,9

? Электродвигатель АКН-17-16У4, число оборотов в минуту - 3:65,
мощность 2х315кВт

? Вместимость клети - 18 человек.

3.4 Рудничный водоотлив

Приток воды в горные выработки происходит по тектоническим нарушениям, зонам дробления, литологическим контактам и контакту рудной залежи с вмещающими породами. Наиболее значительны водопритоки по тектоническим нарушениям субмеридионального простирания, сосредоточенным в большинстве в восточной части месторождения в зоне развития серицит-кварцевых метасоматитов. Поступление воды в горные выработки в годовом и многолетнем режиме неравномерны. Наиболее значителен водоприток в весенне-летний период, а также в период летне-осенних дождей, когда рудничный водоотлив возрастает на 20 - 30 % по сравнению со среднегодовым.

Отвалы горной массы вокруг карьера играют роль аккумуляторов атмосферных и талых вод.

Осушение месторождения осуществляется системой дренажных выработок с перепуском воды по скважинам на гор. 460м. Откачка воды осуществляется насосной станцией, расположенной на гор. 460м.

Насосная станция на гор.460м оборудована семью насосами ЦНСК-300/600 и откачка воды с этой насосной осуществляется по трем трубопроводам 0325 мм, проложенных по стволу «КС» на поверхность и далее в хвостохранилище обогатительной фабрики.

Весь водоприток ниже гор.460м перепускается на гор.564м к водосборникам насосной станции и перекачивается насосами ЦНС-105/294 в водосборники насосной станции главного водоотлива гор.460м. Насосная станция гор.564м оборудована тремя насосами ЦНС-105/294.

Зумпф на стволе «Клетевая» не предусматривается. Вода с гор. 120м по скважинам перепускается на гор. 144м и далее по канаве с водой околоствольного двора гор. 144м поступает в водосборники.

Насосная станция гор. 144м оборудована пятью насосами ЦНСК-300/240м. Откачка воды с этой насосной осуществляется по двум ставам труб Ш219мм, проложенных через скважины на поверхность и далее в хвостохранилище обогатительной фабрики. Со вводом в эксплуатацию насосной станции главного водоотлива гор.460м, насосная станция гор. 144м до решения вопроса о перепуске воды с гор. 144м на нижние горизонты остается в эксплуатации. Для защиты рудника от затопления в период ливневых и паводковых вод и прорыва воды через карьер в шахту в квершлаге pep.380м, в квершлаге гор. 460 м установлены водоупорные ворота на давление 0,9 МПа и в т.н.с г.430/460м.

Величина нормального водопритока составляет 360 м3/час, а максимального (ливневый) - 1200 м3/час

Параметры выработки

Основные параметры сооружаемой горной выработки определяется по:

- количеству воздуха, пропускаемого по выработке;

- максимальным размерам транспортных средств для транспортирования горной массы, либо другого оборудования которое должно быть размещено в ней;

- допустимым зазором между наружным размером транспортных средств и внутренней стенкой выработки, предусмотренных правилами безопасности;

-видом транспорта, шириной (необходимой) проезжей части (безрельсовый), колеи (рельсовый путь) и их числом;

- материалом крепи;

- способом передвижения людей по выработке.

Форма поперечного сечения горизонтальных выработок от величины горного давления и его направления, конструкции крепи, срока службы и размеров выработки. В горной промышленности в основном нашли применение прямоугольная, трапециевидная и прямоугольно - сводчатые (вертикальные стенки и полуциркульный или коробковый свод) формы.

Принимаем прямоугольно - сводчатую форму, как наиболее устойчивую при проявлении горного давления.

Данная форма применяется при монолитно - бетонной, набрызг-бетонной, анкерной, комбинированной (анкерная с набрызг-бетонном) крепях, и в выработках, не имеющих крепи (в прочных устойчивых породах). Коробковый или полуциркульный свод способен воспринимать большое давление со стороны кровли, передавая его на бока выработки.

4. ОЧИСТНАЯ ВЫЕМКА

4.1 Расчет паспорта БВР горно-подготовительной выработки

4.1.1 Определение размеров поперечного сечения

Расчет будем вести по габаритам ПДМ KSSM-9 (Кавасаки).

Машина	Мощность кВт/л.с.	Грузоподъемность Т.	Объем ковша м3	Полная масса т.	Габариты д/ш/в мм.
Кавасаки	185/250	8,2	3,5	29,2	8285/2425/2450

Исходные данные.

Длина выработки-60м

Глубина заложения выработки- 460 м

Крепость пород - f=16

Cрок службы - 12 лет

Высота машины:

h=2450 мм

Высота коробкового свода при f>10:

h₀=В/3=2425/3=808мм

Высота выработки:

H_c=h+l+Ш_трубы=2450+500+1000=3950 мм

Высота стенки выработки:

h₁=H_c-h₀=3950-808=3142 мм

Высота балласта слоя :

h_б =300 мм

Ширина ПДМ:

А=2425 мм

Зазор между стенкой:

а₁,а₂=500мм

Ширина выработки в свету:

В=а₁+А+а₂ =500+2425+500=3425 мм

Ширина выработки вчерне:

В₁=В+100 =3425+100=3525 мм

Высота стенки от почвы выработки:

h₂=h₁+h_б=3142+300=3442мм

Радиусы осевой и боковой дуг:

R=0,692*B=0,692*3425=2370,1 мм

r=0,262 *B=0,262 *3425=897,35мм

Сечение выработки в свету:

S_св=В(h₂+0,26В)=3425(2842+0,26*3425)=12,78 м²

Сечение выработки в чернее:

S_пр=В(h₃+0,26В)=3425(3142+0,26 *3425)=13,81 м²

4.1.2 Выбор и расчет горной выработки

4.1.2.1 Предварительная оценка устойчивости горного массива

Выбор вида и конструкции крепи определяется устойчивостью массива пород, окружающего выработку.

Устойчивость пород зависит от множества горно-геологических и горно-технических факторов: прочности пород, их напряженного состояния, степени ослабления пород в массиве, формы и размеров выработки, глубины ее заложения и прочих факторов, взаимосвязь между которыми установить на стадии проектирования весьма трудно. Поэтому на практике выбор типа крепи в значительной степени определяется предшествующим опытом ее эксплуатации в сравнимых условиях.

Наряду с этим при составлении проекта на проходку и крепление выработок осуществляется предварительное назначение вида крепи. Здесь рекомендуется учитывать прочностные свойства пород и глубину заложения выработки, пользуясь безразмерным коэффициентом - показателем устойчивости:

П=y*H/у_{м (4.1)}

где: у- плотность пород, т/м³;

Н- глубина заложения выработки, м;

у_м- прочность пород на сжатие в массиве, т/м²

Величину прочности пород на сжатие в массиве рекомендуется определять с учетом коэффициента структурного ослабления, который является функцией от величины размера блоков, на которые разбит массив трещинами и от наибольшего размерами поперечного сечения выработки вчерне. Когда значение среднего размера блоков, на которые массив разбит трещинами заранее неизвестно, рекомендуется принимать следующие значения коэффициента структурного ослабления:

-для пород средней трещиноватости -0,6

Определение прочности свойств пород руд в массиве при изученном

Строение размеров блоков.

Прочность (предел прочности на сжатие) в массиве определяется с учетом коэффициента структурного ослабления:

у_м=л*у_{к (4.2)}

где: у_м-предел прочности на сжатие в массиве, т/м²

л - коэффициент структурного ослабления, т/м² =f

у _к- предел прочности на сжатие в куке, т/м² =f

у_м=0,6*10000=6000

П=y*H/у_м=2,6*460/6000=0,199

4.1.2.2 Геомеханическая классификация горного массива

Таблица 4.1-Классификационные геомеханические параметры

Оценка	Геомеханическая классификация горного массива.	Баллы
1.Оценка в баллах по безразмерному параметру.	0,1-0,2	20
2.Оценка в баллах по характеристике трещиноватости	Очень шероховатые поверхности	20
3.Оценка в баллах по обводненности	Отсуствают	13
4.Оценка в баллах элементов залегания трещин	Очень благоприятное	30
5.Оценка в баллах по форме блока	Бесформенная	3
6.Оценка в баллах по сроку службы выработки	12 лет	2
Итого:		88

Таблица 4.2-Классификация горного массива

Качественная Оценка

Весьма устойчивые

Устойчивые

Средней устойчивости

Слабой устойчивости

Неустойчивые

Класс

I

IIа

IIб

IIв

IIIа

IIIб

IIIв

IVа

IVб

Vа

Vб

Vв

Оценка В баллах

90 и более

90-85

85-75

75-70

70-65

65-55

55-50

50-40

40-35

35-30

30-25

25 и меннее

Таблица 4.3-Выбор крепи в зависимости от класса горного массива

Храктеристика пород и руд по устойчивости	Класс горного массива	Постоянная крепь	Временная крепь
		Вид крепи	Параметры крепи	Допустимое оставление от забоя	Вид крепи	Допусти-мое оставле-ние от забоя
1	2	3	4	5	6	7
Слабой Устойчи-вости	IIа	Набрызгбетон по кровле	Набрызгбетон слоем 1 см	После проходки	Не требует	-

4.1.3 Буровзрывные работы

Буро взрывной способ проходки применяется в породах f>6 при отсутствии опасности разрушения пород кровли вследствие взрывания шпуровых зарядов.

Выбор бурильных машин и определение их производительности.

В связи с крепостью f=16, выбираем бурильную установку Мономатик 105-40 и перфоратор ГЛ 510Б.

Высота бурения, м -5,9

Ширина бурения, м - 7,2

Площадь сечения обуреваемого забоя, м² - 6-14

Глубина бурения, м - 3

Число бурильных машин - 1

Основные размеры в транспортном положении,м:

Длина - 11,0

Ширина - 1,7

Высота - 1,99

Масса, кг - 4550

Тип ходовой части - пневмоколесный

Тип привода ходовой части - дизельный.

Техническая характеристика ГЛ 510Б

Масса, кг - 130

Расход воздуха, м³/мин.

Энергия удара, Дж - 270

Глубина бурения, м - 5

Сменная эксплуатационная производительность бурильной установки в шпурометрах с учетом времени на подготовительно-заключительные операции и регламентированные простои по организационным и техническим причинам.

Q₃=T- (t_пз+t'_пз+t_от+t_вв)/[1/(K_o*n*v)]+(t_ман+t_ох+t_k) (4.3)

где Т=360 мин.- продолжительность смены;

t_пз=9 мин.- время общих подготовительно-заключительных операций~2,5%;

t'_пз=34,2 мин.- время общих подготовительно-заключительных операций при бурение шпуров~9,5% от продолжительности смены;

t_от=36 мин.- время на отдых ~ 10% от продолжительности смены;

t_вв=43,2 мин.- время на технологический перерыв, на взрывание, ~12% от продолжительности смены;

К_о=0,78- коэффициент одновременной работы буровых машин.

n= 1- число бурильных машин.

t_ман=0,4 мин.- время на манипулирование по установке и переустановки бурильных машин.

t_ох=1/v_ox=1/20=0,05 -время обратного хода, м/мин

t_k- время на замену коронок~ 0,1 мин. на метр шпура.

V- скорость бурения шпура,м/мин.

V=13400*A*n/(d*д_0.59cж); (4.4)

А- энергия удара,270 Дж;

n- частота ударов,46 Гц;

d- диаметр шпура, 42мм;

д_сж-напряжение сжатия пород;

V=13400*270*46/(42²)*1000^0,59=1599мм/мин=1,599м/мин

Q₃=360-(9+34,2+36+43,2)/[1/(0,78*1*1,599) ]+(0,4+0,05+0,1)=176 м.

Сменная норма выработки на бурение шпуров бурильными установками.

Н_в=(Т-t_пз-t_об-t_дн)*n*K_o/(t_о+t_в) *1.07 (4.5)

Где Т=360мин продолжительность смены;

t_пз=40мин общее время подготовительно-заключительных операции;

t_об=30 мин Время на обслужевание установки;

t_дн=10мин личное время рабочего;

n=1 число бурильных машин;

K_o=0,78- коэффициент одновременной работы буровых машин

t₀=1/v=1/1.5999=0,62 метра

t_в=0,5мин/метр вспомогательное время на бурении;

1.07 коэффициент отдыха

Н_в=(360-40-30-10)*1*0,78/(0,62+0,5)*1,07=190 м/мин

Проектирование взрывных работ.

Буровзрывные работы и проходческий цикл занимают от 20 до 60 % времени. Они должны обеспечить заданные проектом форму и размеры выработки, достаточное дробление породы и продвигание забоя на заданную величину.

Таблица 4.4-Выбор взрывчатого вещества. В качестве ВВ применяем аммонит 6 ЖВ

Взрывчатое вещество	Плотность патронов г/см3	Работоспособность,см3	Бризантность, мм	Расстояние Передачи детонации между патронами (сухими) Ш36 мм, м	Скорость детонации км/с
Аммонит 6ЖВ в патронах, диаметром: 32;60;90 мм	1 -1,2	360 - 380	14 - 16	7 - 12	3,6 - 4,8

Таблица 4.5 Удельный расход(g) ВВ определяется по таблице:

f(пр. Протодьяконого)	20-19	18-15	14-13	12-11	10-8	8-7	6-4	Менее 4
q,кг/м3	3,8	3,5	3,0	2,6	2,4	2,0	1,2	0,9

Поправочный коэффициент 0,8. Окончательно принимаем

g =3,5*0,8=2,8кг/м³

Глубина шпуров при проходке выработок всех видов определяется в зависимости от крепости пород, площади поперечного сечения выработки, мощности применяемого ВВ и характера расположения шпуров во врубе.

Определяем длину шпура:

l_ш=L/(t_р*t_с*n_см*n_ц*з) (4.6)

где L=60 м, длина выработки,

t_р=25 дн. Число рабочих дней в месяце,

t_с=1мес. Срок проведения выработки,

n_см=3 Число рабочих смен в сутки,

n_ц=0,5 Число циклов в смену,

з=0,85 коэффициент использования шпура.

l_ш=60/(25*1*3*0,5*0,85)=2,1м

Число шпуров в забое

N=1.27*g*S_ч/Д*d²*K_{3 (4.7)}

где g=2,8 удельный расход ,

S_ч=13,81площадь поперечного сечения вчернее

Д=1000 Плотность ВВ в шпуре кг/м³

d² =0,04² диаметр шпура,м

K₃0,85 коэффициент заполнения шпура.

N=1,27*2,8*13,81/1000*0,04²*0,85=36 шпура

Окончательное расположение шпуров применяется после выбора типа вруба и принятого расположения шпуров в забое.

Выбора типа вруба и предварпительное расположение шпуров.

В стесненных условиях, а также при бурение шпуров бурильными установками чаще применяют прямые врубы.

В прямых врубах врубах расстояние между заряжаемыми шпурами состовляет 10-30 см.

Число компенсационных шпуров в прямом врубе:

N₀=(з*l_ш/А)³/V_{0 (4.8)}

где з=0,85 коэффициент использования шпуров;

l_ш=210 см глубина шпура

А=9,35 масштабный коэффициент;

V₀=объем холостого шпура,см³;

V₀=рd²* l_ш/4 (4.9)

V₀=3.14*4²*210/4=2637.6 cм³;

N₀=(0,85*210/9,35)³/2637,6= 4 шпуров

Схема расположения шпуров:

Принимаем прямой щелевой вруб с 3 заряжаемыми и 4 компенсационными шпурами. Расстояние между холостым шпуром и зарядом во врубовом шпуре принимаем:

б =2,5d=2,5*42=105мм

Расстояние между оконтуривающим и отбойными шпурами

W=[P/(q*m)]^{0.5 (4.10)}

где р= вместимость 1м шпура, которая равна:

p= рd²Д/4=3.14*0.04²*1000/4=1.25 кг/м

m = 1 - коэффициент сближения зарядов.

W=[1.25/1.92]^0.5=0,8 м

Суммарную длину всех шпуров в комплекте определяем исходя из средней глубины шпуров, увеличение длины шпуров за счет углов их наклона к плоскости забоя и величины перебура для врубовых шпуров.

Определяем суммарную длину шпуров. Окончательно применяем:

Врубовых - 7 ( 4 компенсационных )

Отбойных - 10

Оконтуривающих - 23

Всего 37 шпура ( 33 заряженных )

Длина оконтуривающих шпуров:

J_o = I_ш/sin 85⁰

где I_ш длина шпура

J_o = 2,1/0,99 = 2,079м;

Продвижение забоя за взрыв:

J_у = I_ш * з

где I_ш длина шпура

? - коэффициент использования шпура

J_у = 2,1* 0,85 = 1,785

Суммарная длина шпуров:

L_ш = 2,17 * 17 + 2,1* 20 = 78,89м

Определяем расход ВВ на расчетную величину продвижения забоя на один цикл:

Q = q * S_ч * I_{ш (4.11)}

где q кг/м³ - удельный расход ВВ;

S_ч м² - площадь поперечного сечения вчерне

I_ш - длина шпура

Q = 1,92 *13,81 * 2,1 = 55,7 кг.

Рассчитываем массы зарядов в шпурах и определяем фактический суммарный расход ВВ, исходя из целого числа патронов ВВ в каждом шпуре; учитывая что врубовые на 0,2-0,3 м глубже остальных и заряд ВВ в них больше на 15-20 %. Отбойные шпуры предназначены для расширения полости, образованной врубом, заряд нормальный. Оконтуривающие шпуры предназначены для придания выработке прокатной формы, забои, их несколько, выходят на контур выработки и заряды их несколько (на 3-5 %) больше отбойных.

Средняя масса одного заряда ВВ на шпур:

q_c = Q/N

q_c = 55,7/35 = 1,6 кг;

Масса зарядов во врубовых шпурах:

q_в = 1,2 q_c = 1,2*1,6 = 1,92 кг

В оконтуривающих по кровле и бокам:

q_o = 0,9* q_c = 0,9*1,6= 1,44кг

В почвенных:

q_п = 1,1q_c = 1,1*1,6 =1,76 кг

В отбойных шпурах:

q_от = q_c = 1,6кг.

Окончательно применяем расход ВВ на забой:

Q = 4*1,92 + 13*1,44 + 7*1,76 + 10*1,6 = 54,72 кг.

4.1.4 Расчет взрывной сети

При проведении горизонтальных или наклонных горных выработок в шахтах не опасных по газу и пыли, применяют СИНВ-Ш или электрические способы взрывания.

Будем рассматривать способ взрывания с помощью СИНВ-Ш и ДШ.

Для взрывных работ выпускают СИНВ-Ш-К-0; СИНВ-Ш-К-25; СИНВ-Ш-К-150; СИНВ-Ш-К-500; СИНВ-Ш-С-1000.

В качестве пускового устройства используем СИНВ-СТАРТ-Ш и пусковое устройство УП-1,5/Х.

СИНВ-СТАРТ-Ш состоит из капсюль-детонатора и волновода соединителя.

УП-1,5/Х предназначен для инициирования ударно волновой трубки и изделия на ее основе в составе системы не электрического взрывания.

габариты:длинна 150 мм

ширина 82 мм

высота 44 мм

масса равна 0,5 кг.

Источник питания - сухой элемент типа «крона» - 9В.

Время заряда накопительных конденсаторов 10 секунд.

Время непрерывной работы с интенсивностью 20 разрядов в час не менее 10 часов.

Ресурс работы пускового устройства составляет 4000 циклов.

Для приближенных расчетов замедления между группами

СИНВ-Ш.

t = A*W (4.12)

где А - коэффициент замедления мс/м, для зарядов выброса в породах категорий VI - XI (f 4 - 20) = 6

t = 6*0,57 = 3,42 сек.

Практика показала, что лучшие взрывы при не электрическом взрывании получаются в том случае, если применяются несколько ступеней замедления.

Поэтому заряды в оконтуривающих шпурах лучше взрывать в несколько стадий:

I - в боках выработки.

II - в кровле

III - у почвы, что обеспечивает вытянутый по длине выработки развал горной массы, при этом улучшаются условия ее погрузки.

1 серия - 0мс СИНВ-Ш-К-0

2 серия - 25мс СИНВ-Ш-К-25

3 серия - 150мс СИНВ-Ш-К-150

4 серия - 500мс СИНВ-Ш-К-500

5 серия - 1000мс СИНВ-Ш-С-1000.

4.1.5 Проветривание и приведение забоя в безопасное состояние

Перед допуском людей в выработку содержание вредных газов необходимо снизить путем проветривания не менее, чем до 0,008% по объему при пересчете на условный оксид углерода. Расчет проветривания при нагнетательном способе:

Определяем количество воздуха, которая необходимо подать в забой.

Q_з = (2,25 * S/60*t)*(К*А*b*L²/S*р²)^1/3

где S = 12,78 м² - площадь поперечного сечения в свету;

t = 30 мин. - время проветривания;

К = 0,6 - коэффициент, учитывающий обводненность выработки, для влажных;

А = 54,72 кг - кол - во одновременно взрываемых ВВ;

b = 40 л/кг - газовость ВВ,

L = 52 м - длина тупиковой выработки;

р = 1,07 - коэффициент утечек воздуха для прорезиненных труб.

Q_з = 2,25*12,78 / 60*30*(0,6*54,72*40*52²/12,78*1,07²)^1/3 = 4,7925м³/с

Q₂=5*N

где N- мощность двигателя л/с.

Q₂=5*250=1250м³/мин=20,8 м³/с

Нагнетательный способ обеспечивает быстрое разжижение продуктов взрыва и вынос газов и пыли из тупиковой части выработки за счет нагнетания свежего воздуха по трубам. Наибольший эффект достигается в том случае, если конец вентиляционной трубы находится не ближе 8 - 10 м от забоя.

Определяем подачу вентилятора:

Q_в= р*Q_{2 (4.13)}

Q_в=1,07*20,8=22,256м³/с

Рассчитывается депрессия трубопровода (Н_в), которую должен потреблять вентилятор. Общее давление, которое должен создавать вентилятор для преодоления депрессии трубопровода (Н_в), состоит из статического давления (Н_с), давление для преодоления местных потерь(Н_м), и динамического давления (Н_д).

Н_в = Н_с + Н_м + Н_д

Н_с = р * R * Q₃

Н_м = 0,2 * Н_с

Н_д = х_т² * г/2

где г - плотность воздуха, 1,2 кг/м³

х_т =Q₂/П*r_т=20,8/3,14*0,16=41,40 м/с - скорость движения в трубопроводе, м/с

R=r*L=0,16*52=8,32 - аэродинамическое сопротивление трубопровода

Н_с=1,07*8,32*20,8²=3581 Па

Н_м = 0,2 *358=770 Па

Н_д = 41,40²*1,2/2=1028,3 Па

Н_в =3581+770+1028,3 = 5379,3Па

Применяем вентилятор марки ВМ-12

4.1.6 Погрузка породы

Погрузка породы при проходке горных выработок является одним из самых трудоемких. Она занимает 40-60% от времени проходческого цикла. Для уборки породы из забоя выработки используют погрузочные машины, для погрузки (при наличие рельсовых путей) рудничные вагонетки (ВГ), самоходные вагоны (ВПК) или бункер поезда.

При уборке породы из горизонтальных горных выработок небольшой протяженности (до 50-60 м) получили применение скреперные установки. При отсутствие рельсовых путей нашли широкое применение погрузочно-транспортные машины типа ПТ и ПД.

На выбор машины при наличии рельсовых путей влияет крепость, крупность погружаемой породы и размеры выработки, кроме того необходимо учитывать следующие параметры машины:

-разница ширины фронта погрузки и ширины выработки не должна быть более 20%;

-максимальная высота машины в рабочем положении должна быть меньше высоты выработки;

-ось выработки в призабойной зоне должна совпадать с осью рельсового пути;

-при выборе машины типа ПНБ следует учитывать крепость и крупность кусков погружаемой породы, а так же высоту выработки.

При уборке горной массы погрузочно-транспортными машинами, сменную эксплуатационную производительность можно определить поформуле:

Q_см=(T-t_пз-t_р)/(t_осн+t_всп)*(t_осн)*(1+k_от)*u_к*K_з/K_{р (4.14)}

где T=360, продолжительность смены, мин;

t_пз=30, время на подготовительно- заключительные операции, мин;

t_р=10 время личное, мин;

t_всп=3 время на вспомогательные операции, мин/рейс;

k_от=1,07 коэффициент отдыха;

u_к=3,5 обьем грузонесущего ковша, м³

K_з=0,75 коэффициент заполнения;

K_р=1,5 коэффициент разрыхления горной массы;

t_осн- время основных операций, мин/рейс

t_осн=L/V_n+L/V_р+t_n+t_р

где L=0,052 расстояние транспортировки, км;

V_n=3 скорость движения с грузом, км/час;

V_р=6 скорость движения порожняка, км/час;

T_п=0,7 время погрузки, мин;

t_р=0,4 время разгрузки, мин.

t_осн=0,052/3+0,052/6+0,7+0,4=1,124 мин/рейс

Q_см= (360-30-10)/(1,124+3)*(1,124)*(1+1,07)*3,5*0,75/1,5=76,51м³/см

4.1.7 Снабжение сжатым воздухом

Производительность комрессорной станции рассчитывается на максимальный расход сжатого воздуха.

Расход сжатого воздуха.

Q_б = g_б * n_б * К_б * К_{м (4.15)}

Где g_{б -} количество воздуха потребляемого одной машиной, 13м³/мин

n_б - количество машин, 1

К_б - коэффициент одновременной работы, 0,8

К_м - коэффициент учитывающий изношенность машин, 1,092

Q_б = 13* 1 * 0,8 * 1,092 = 11,35 м³/мин

Потери сжатого воздуха в трубопроводе.

Q_п = g_у * L (4.16)

где L - длина трубопровода, 0,052 км

g_у - допустимая утечка воздуха,

Q_п = 5 * 0,052 = 0,26м³/мин

Потребное количество воздуха.

Q_потр = Q_б + Q_{п (4.17)}

где Q_б = 11,35 потребляемое количеств сжатого воздуха на бурение м³/мин

Q_п = 0,26 потребляемое количеств сжатого воздуха на восполнение утечек м³/мин

Q_потр =11,35 + 0,26 = 11,61м³/мин

Диаметр труб.

D = 3,18 * Q_потр^1/2 =3,18*11,61^1/2= 18,46< 50мм.

Применяем d = 50мм

4.1.8 Снабжение промышленной водой

В подземных выработках для борьбы с пожарами и пылью следует проектировать объединенные пожарно - оросительные трубопроводов Сеть пожарно - оросительного трубопровода должна быть постоянно заполнена водой под напором.

Сеть пожарно - оросительного трубопровода в подземных выработках должна состоять из магистральных и участковых линий, диаметр магистральных линий независимо от расчета на пропускную способность быть не менее 100мм, а участковых - не менее 50мм.

Магистральные линии прокладывают в вертикальных и наклонных стволах, штольнях околоствольных дворах, главных и групповых откаточных штреках, квершлагах и уклонах.

Концы участковых пожарно - оросительных трубопроводов должны отставать от забоев подготовительных выработок не более чем на 50м. и быть оборудованы пожарным краном, у которого располагается ящик с двумя пожарными рукавами и пожарным стволом. Давление воды на выходе из пожарных кранов должно составлять при нормированном расходе воды на подземное пожаротушение 0,5 - 1,0 МПа (5 - 10кгс/см²), а в трубопроводах - ограничивается их прочностью. На участках трубопроводов, где давление превышает 1,0 МПа(10кгс/см²), перед пожарным краном должны быть установлены редуцирующие устройства.

Пожаро - оросительный трубопровод оборудуется однотипными пожарными кранами. На ящиках для хранения пожарных рукавов и стволов должны быть нанесены надписи: «Пожарные рукава, стволы».

Для отключения отдельных участков пожарно-оросительного трубопровода или подачи всей воды на один пожарный участок. На трубопроводе должны быть расположены задвижки в следующих местах:

а) на всех ответвлениях водопроводных линий;

б) на водопроводных линиях, не имеющих ответвлений, - через каждые 400 метров.

Пожарно - оросительные трубопроводы оборудуются распределенными и регулирующими давление устройствами, которые должны быть последовательно пронумерованы и нанесены на схему трубопроводов с указанием порядка их применения.

Для подземных трубопроводов следует предусматривать защиту от коррозии по ГОСТу 9.015-74 «Подземные сооружения. Общие технические требования».

Весь шахтный пожарно - оросительный трубопровод окрашивается в опознавате...