Автор: Гребенюк В.А. Пыжбянов Я.С. Ерофеев И.Е. Баранов А.С. Вороненко В.К.
Теги: промышленность горное дело справочник по горнорудному делу
Год: 1983
Текст
УДК [622.272.06 : 622.34] (035)
Справочник по горнорудному делу/Под ред. В. А. Гребенюка, Я. С. Пыжьянова,
И. Е. Ерофеева. М., Недра, 1983, 816 с.
Отражает современное состояние техники и технологии подземной разра-
ботки рудных месторождений. Освещен весь комплекс горных работ: геология,
маркшейдерия, осушение, вскрытие н подготовка, проведение и крепление гор-
ных выработок, проветривание н системы разработки, буровзрывные работы,
выпуск и доставка руды, закладка выработанного пространства. Рассмотрены
вопросы рудничной откатки, подъема, армироеки стволов, водоотлива, компрес-
сорного хозяйства, энергоснабжения, связи и автоматизации, вентиляции и тех-
ники безопасности.
Для инженерно-технических работников горнодобывающих предприятий,
проектных и научно-исследовательских организаций. Может быть использован
преподавателями и студентами горных вузов.
Табл. 378 ил. 331, список лит — 119 иазв.
Авторы: В.А Гребенюк, ЯС. Пыжьянов, И. Е Ерофеев, А. С. Ба-
ранов, В. К. Вороненко, Н. Г. Гаркуша, А. С Донченко, В. А. Зиновьев,
В. Р. Именитое, В. В. Пак, А. М. Белоусов, С. А. Бобнев, В Б. Коняева,
Н. И. Масленников, С. Ф. Северин, Г. В. Соколов, О. А Сокольников.
Рецензенты- чл.-кор. АН СССР Д М. Бронников, каид. техн, наук
А. С. Воронюк, канд геол.-мииср. наук С. Ф. Борисов, проф. д-р техн, наук
Г. П. Демидюк, канд. тсхи. паук А. II. Буеайский, каид. техи. наук Л. И. Бур-
цев, проф. д-р техи. наук А Т. Айруни (все ИПКОН АН СССР), проф. д-р
техи. паук В. В. Алексеев (МГРИ им. Орджоникидзе).
2504000000-150
’ 043(01)-83----276~8-
© Издательство «Недра», 1983
ПРЕДИСЛОВИЕ
«Основными направлениями экономического и социального развития СССР
,|а 1981—1985 годы и на период до 1990 года», утвержденными XXVI съездом
КПСС, определены опережающие темпы развития сырьевой базы черной, цветной
металлургии и предприятий по производству минеральных удобрений. В перспек-
тиве предстоит ввести в эксплуатацию ряд новых месторождений, повысить эффек-
тивность работы действующих горных предприятий за счет ускорения научно-
технического прогресса, широкого и быстрого внедрения в производство
достижений Науки, техники и передового опыта. В этом плайе многое
зависит от своевременного выпуска справочной литературы — концентрирован-
ной и систематизированной информации для инженерно-технических работников
и организаторов горного производства Крупным событием в горном деле было
издание справочника по горнорудному делу в 1961 году. Этот фундаментальный
труд, получивший мировую известность, и поныне является важным пособием для
специалистов, связанных с подземными работами Вместе с тем за 20 лет со времени
его издания произошли существенные изменения, возросли масштабы, глубина и
сложность подземных работ; повысились требования в отношении полноты выемки
полезных ископаемых, комплексного освоения недр, охраны окружающей среды,
безопасности горных работ; практика горного дела пополнилась новыми научно-
техническими, технологическими и организационными решениями; установлены
новые стандарты и нормы, уточнены многие понятия и термины, а в связи с пере-
ходом па международную систему единиц измерения физических величин —
эмпирические формулы; в горнорудную промышленность нрншло повое поколение
специалистов, подготовленных по новым учебным программам.
Особенно острая необходимость в справочной литературе наблюдается при
освоении месторождений в необжитых районах, где библиотечные фонды техни-
ческой литературы еще не сформированы.
Ввиду необходимости в оперативном выпуске справочника авторы не стре-
мились к созданию многотомного произведения, что требует привлечения более
широкого круга специалистов, сложно в организационном плане и, самое главное,
заняло бы много времени.
В настоящий справочник в минимальном объеме, необходимом для инженеров
и организаторов подземного производства, включены ис утратившие своей значи-
мости материалы из предыдущего издания, а также из специальных справочников
(механика, маркшейдера, геолога).
Основное внимание при его подготовке было уделено методическим вопросам и
отбору наиболее полезного материала из обширного объема информации, накоп-
ленного за последние 20 лет. Главная цель справочника — отразить современное
.состояние горного дела и тенденции в его развитии В этом плане большую помощь
оказали сотрудники ИПКОН АН СССР, взявшие на себя труд по рецензированию
рукописи.
В процессе работы над справочником авторы обращались за консультациями
к сотрудникам других институтов, работникам министерств, учтены многие заме-
чания и предложения ИТР горнорудных предприятий, а также сотрудников изда-
тельства.
Можно надеяться, что настоящее издание будет полезным для многих спе-
циалистов горного дела. Вместе с тем, в нем ие исключены и недостатки. Все заме-
чания и предложения по справочнику будут приняты авторами с благодарность»,
РАЗДЕЛ 1
ПОРЯДОК СТРОИТЕЛЬСТВА, ЭКСПЛУАТАЦИИ
И ЛИКВИДАЦИИ ГОРНОГО ПРЕДПРИЯТИЯ
Горное предприятие — промышленное предприятие, находящееся на само-
стоятельном балансе и предназначенное для разработки месторождения полезного
ископаемого, часто совмещаемой с его эксплуатационной разведкой и доразведкой
в пределах горного отвода, а также переработкой добываемых руд.
Рудник — горное предприятие, производящее разработку месторождения
в соответствии с горноотводиым актом и состоящее из одной или нескольких
производственных единиц — шахт (штолен), карьеров, поверхностных цехов.
Рудник имеет единое административно-техническое управление.
Шахта — производственная единица, входящая в состав горного предприя-
тия или рудника, которая выполняет подземную добычу полезного ископаемого
в пределах отведенной для нее части месторождения
Проект горного предприятия — это комплекс технических документов, содер-
жащий схемы, расчеты, чертежи (иногда макеты), сметы и пояснительные записки
с принципиальными обоснованиями принимаемых проектных решений. Проекты
разрабатываются на новое строительство горного предприятия, рудника, шахты
или па их расширение, реконструкцию или техническое перевооружение.
Земельный отвод — земельный участок, предоставляемый землепользова-
телям (горным предприятиям, рудникам или шахтам) для разработки месторожде-
ний полезных ископаемых и строительства поверхностных объектов Земельный
отвод оформляется государственным актом на право пользования землей, который
выдается землепользователям исполнительными комитетами районных (город-
ских) Советов народных депутатов.
Горный отвод — часть земных недр, предоставляемая организации или пред-
приятию для промышленной разработки содержащихся в ней залежей полезных
ископаемых.
Управление производством на промышленном предприятии — это научно
обоснованное планирование с определением заданий на конкретный период вре-
мени, контроль за выполнением и регулирование производства с целью его поддер-
жания в заданных параметрах.
ГЛАВА 1
ДАННЫЕ О МЕСТОРОЖДЕНИИ И УСЛОВИЯ
ЕГО ПРОМЫШЛЕННОГО ОСВОЕНИЯ
§ 1. Запасы руд и металлов по месторождению
От обнаружения отдельных рудопроявлений до открытия месторождения и
утверждения по нему запасов руд и металлов геологоразведочные работы про-
ходят два этапа, первый этап — поиски месторождений полезных ископаемых и
второй этап — разведка месторождений полезных ископаемых. В этапе поисков
выделяются две стадии- предварительные поиски и детальные поиски, или поиско-
во-разведочные работы В этапе разведки выделяются три стадии: предваритель-
ная разведка, детальная разведка и эксплуатационная разведка.
В результате детальной разведки производится подсчет запасов, обеспечиваю-
щих работу проектируемого предприятия на амортизационный срок. Запасы по
месторождению являются основанием для составления проекта горного пред-
приятия, рудника (щахты) после их утверждения Государственной комиссией
запасам полезных ископаемых при Совете Министров СССР или в порядке,
нО-иовлеином законодательством Союза ССР.
Уст Стадию детальной разведки, как и предыдущие стадии, как правило, выпол-
ет подразделения Министерства геологии СССР, а доразведку эксплуатируемого
нктОрождсния в пределах горного отвода и эксплуатационную разведку выпол-
яет рудничная геологическая служба горных предприятий.
н .Материалы, полученные в результате доразведки эксплуатируемого место-
оождсиия в пределах горного отвода, позволяют производить уточнение геологи-
ческих и промышленных контуров полезного ископаемого и оперативный пересчет
запасов по соответствующим категориям
Материалы эксплуатационной разведки дают возможность выбрать наиболее
правильное Направление горно-экенлуатациоиных работ. Эксплуатационная
разведка осуществляется за счет основной деятельности предприятия.
§ 2. Нормативный срок существования
горнодобывающего предприятия
Под нормативным сроком существования предприятия понимается срок
минимальной обеспеченности запасами, выявленными в результате детальной
разведки, при соблюдении их необходимых соотношений по категориям.
В зависимости от вида добываемого сырья и производственной мощности
предприятий ориентировочно установлены следующие нормативные сроки их
существования
рудники н карьеры черной металлургии — 20—25 лет, крупные горно-обога-
тительные комбинаты — не менее 40 лет;
крупные предприятия по добыче алюминиевого сырья, медиой, свииново-
цннковой и никелевой руды — 30—40 лет, крупные предприятия по добыче и
производству вольфрама, молибдена, олова, ртути — 20—30 лет, золоторудные
предприятия — 15—20 лет;
небольшие предприятия, эксплуатирующие богатые месторождения некото-
рых цветных металлов, золота и ценных видов неметаллического сырья, а также
россыпные месторождения благородных и редких металлов — 5—10 лет;
крупные предприятия Министерства удобрений и промышленности строитель-
ных материалов — 40—50 лет, средние предприятия — 20—30 лет, сравнительно
небольшие рудники или карьеры — 10—15 лет.
Для новых районов и крупных месторождений, еще ие освоенных промышлен-
ностью, по которым требуются особенно большие капиталовложения, обеспечен-
ность разведанными запасами может быть выше указанных пределов; для старых
районов, где эксплуатируются высокопродуктивные месторождения, допускается
некоторое снижение обеспеченности разведанными запасами.
Более конкретные сроки минимальной обеспеченности разведанными запасами
горнодобывающих предприятий устанавливаются технико-экономическим рас-
четом.
§ 3. Категории запасов и их учет
Запасы твердых полезных ископаемых по степени их изученности подразде-
ляются на разведанные — категории А, В и С, и предварительно оцененные —
категория С2.
Прогнозные ресурсы твердых полезных ископаемых по степени их обоснован-
ности подразделяются па категории Pj, Р2 и Ps.
Запасы категории А должны удовлетворять следующим требованиям:
установлены размеры, форма и условия залегания тел полезного ископаемого,
изучены характер и закономерности изменчивости их морфологии и внутреннего
строения, выделены и оконтурены безрудиые и некондиционные участки внутри
тел полезного ископаемого, при наличии разрывных нарушений установлены их
положение и амплитуды смещения;
определены природные разновидности, выделены и оконтурены промышленные
(технологические) типы и сорта полезного ископаемого, установлены нх состав,
свойства и распределение ценных и вредных компонентов по минеральным формам;
качество выделенных промышленных (технологических) типов и сортов полезного
ископаемого охарактеризовано по всем предусмотренным коиднцнямн показа-
телям;
технологические свойства полезного ископаемого изучены с детальностью,
обеспечивающей получение исходных данных, достаточных для проектирования
технологической схемы его переработки с комплексным извлечением содержа-
щихся в ием компонентов, имеющих промышленное значение;
гидрогеологические, инженерно-геологические, геокриологические, горио-
геологические и другие природные условия изучены с детальностью, обеспечиваю-
щей получение исходных данных, необходимых для составления проекта разра-
ботки месторождений;
контур запасов полезного ископаемого определен в соответствии с требова-
ниями кондиций по скважинам нлн горным выработкам.
Запасы категории В должны удовлетворять следующим требованиям.
установлены размеры, основные особенности и изменчивость формы, внутрен-
него строения и условий залегания тел полезного ископаемого, пространственное
размещение внутренних безрудных и некондиционных участков; при наличнн
крупных разрывных нарушений установлены их положение и амплитуды смеще-
ния, охарактеризована возможная степень развития малоамплитудных разрывных
нарушений;
определены природные разновидности, выделены и при возможности оконту-
рены промышленные (технологические) типы полезного ископаемого; при невоз-
можности оконтуривания установлены закономерности пространственного распре-
деления и количественного соотношения промышленных (технологических) типов
и сортов полезного ископаемого, минеральные формы нахождения полезных и
вредных компонентов; качество выделенных промышленных (технологических)
типов и сортов полезного ископаемого охарактеризовано по всем предусмотренным
кондициями показателям;
технологические свойства полезного ископаемого изучены в степени, необхо-
димой для выбора принципиальной технологической схемы переработки, обеспе-
чивающей рациональное и комплексное его использование с извлечением компо-
нентов, имеющих промышленное значение;
гидрогеологические, инженерно-геологические, геокриологические, горно-
геологические и другие природные условия изучены с полнотой, позволяющей
качественно и количественно охарактеризовать нх основные показатели н влияние
на вскрытие и разработку месторождения:
контур запасов полезного ископаемого определен в соответствии с требова-
ниями кондиций по скважинам или горным выработкам с включением (при выдер-
жанных мощности тел и качестве полезного ископаемого) ограниченной зоны
экстраполяции, обоснованной геологическими критериями, данными геофизи-
ческих и геохимических исследований.
Запасы категории Q должны удовлетворять следующим требованиям, выяс-
нены размеры и характерные формы тел полезного ископаемого, основные особен-
ности условий их залегания и внутреннего строения, оценены изменчивость и
возможная прерывистость тел полезного ископаемого, а для пластовых месторож-
дений и месторождений строительного и облицовочного камня также наличие
площадей интенсивного развития малоамплитудных тектонических нарушений;
определены природные разновидности и промышленные (технологические)
типа полезного ископаемого, установлены общие закономерности их простран-
ственного распространения и количественные соотношения промышленных
(технологических типов и сортов полезного ископаемого, минеральные формы
нахождения полезных н вредных компонентов; качество выделенных промышлен-
ных (технологических) типов и сортов охарактеризовано по всем предусмотрен-
ным кондициями показателям;
технологические свойства полезного ископаемого охарактеризованы в сте-
пени, достаточной для обоснования промышленной ценности разведанных запасов;
гидрогеологические, инжеиерио-геологические, геокриологические, горио-
геологические и другие природные условия изучены с полнотой, позволяющей
предварительно охарактеризовать их оспорные показатели;
б
•VI) запасов полезного ископаемого определен в соответствии с трсбова-
КОип1ИнЦИЙ по скважинам или горным выработкам, с учетом данных геофизи-
"сскихн геохимических исследований п геологически обоснованной экстрапс-
ляЦ,,'‘- ы категории Сг должны удовлетворять следующим требованиям:
пазмеры, форма, внутреннее строение тел полезного ископаемого и условия их
гании оценены по геологическим и геофизическим данным и подтверждены
вскрытием полезного ископаемого единичными скважинами или горными выра-
^°Т1<качсство и технологические свойства полезного ископаемого определены по
зчтьтатам исследований единичных лабораторных проб либо оценены по анало-
?uii с бочее изученными участками того ж^или другого подобного месторождения;
Г" гидрогеологические, инженерно-геологические, геокриологические, горно-
геологические и другие природные условия оценены по имеющимся для других
v4aCTKOB месторождения данным, наблюдениям в разведочных выработках и по
аналогии с известными в районе месторождениями;
коятур запасов полезного ископаемого определен в соответствии с требова-
ниями кондиций па основании единичных скважин, горных выработок, естествен-
ных обнажений или по их совокупности; с учетом данных геофизических и геохими-
ческих исследований и геологических построений, а также путем геологически
обоснованной экстраполяции параметров, использованных при подсчете запасов
более высоких категорий.
Запасы комплексных руд и содержащихся в них основных компонентов
подсчитываются по одним и тем же категориям. Запасы попутных компонентов,
имеющих промышленное значение, подсчитываются в контурах подсчета запасов
основных компонентов и оцениваются по категориям в соответствии со степенью
их изученности, характером распределения, форм нахождения и технологией
извлечения.
На разрабатываемых месторождениях вскрытые, подготовленные и готовые
к выемке, а также находящиеся в охранных целиках горио-капнтальных и горно-
подготовительных выработок запасы полезных ископаемых подсчитываются
отдельно с подразделением по категориям в соответствии со степенью их изучен-
ности.
Прогнозные ресурсы категории Pj учитывают возможность прироста запасов
за счет расширения площадей распространения тел полезного ископаемого за
контуры подсчета запасов по категории Са или дополнительного выявления новых
тел полезного ископаемого на разведанных, разведуемых, а также на выявленных
при поисково-оценочных работах месторождениях. Для количественной оценки
ресурсов этой категории используются представления о промышленном типе
месторождения.
Оценка ресурсов основывается на результатах геологических, геофизических
и геохимических исследований площадей возможного распространения полезного
ископаемого, а также на геологической экстраполяции имеющихся данных более
изученной части месторождения о форме и строении тел полезного ископаемого,
его минеральном составе и качестве (концентрации полезных компонентов),
структурных особенностях, литологических н стратиграфических предпосылках,
определяющих площади н глубины распространения полезною ископаемого,
представляющего промышленный интерес.
Прогнозные ресурсы категории Р2 учишвают возможность обнаружения
в бассейне, районе, рудном узле, рудном поле новых месторождений полезных
ископаемых, предполагаемое наличие которых основывается на положительной
оценке выявленных при крупномасштабной геологической съемке и поисковых
работах проявлений полезного ископаемого, а также геофизических и геохими-
ческих аномалий, природа и возможная перспективность которых установлены
единичными выработками. Количественная оценка ресурсов предполагаемых
месторождений, представления о форме, размерах тел полезного ископаемого, его
минеральном составе и качестве основываются па аналогиях с известными место-
рождениями того же формационного (генетического) типа.
Прогнозные ресурсы категории Р3 учитывают лишь потенциальную возмож-
ность формирования п промышленной локализации месторождений того или иного
вида полезных ископаемых на основании благоприятных стратиграфических,
литологических, тектонических и палеогеографических предпосылок, выявленных
при производстве в оцениваемом районе средне- н мелкомасштабной геологических
съемок, дешифровка космических снимков, а также при анализе результатов
геофизических и геохимических исследований. Количественная оценка ресурсов
этой категории производится по предположительным параметрам на основе
аналогии с более изученными районами, площадями, бассейнами, где имеются
разведанные месторождения того же генетического типа.
Запасы полезных ископаемых по их народнохозяйственному значению разде-
ляются на две группы, подлежащие отдельному подсчету и учету балансовые
запасы и забалансовые. Запасы и месторождения полезных ископаемых, а также
проявления полезных ископаемых подлежат государственному учету по единым
для Союза ССР системам, в том числе ведется государственный кадастр месторож-
дений полезных ископаемых и составляются государственные балансы запасов
полезных ископаемых.
Списание с учета горнодобывающего предприятия балансовых запасов полез-
ных ископаемых, утративших промышленное значение, потерянных в процессе
добычи либо не подтвердившихся при последующих геологоразведочных работах
или разработке месторождения, производится по согласованию с органами госу-
дарственного горного надзора.
Участки недр, представленные для строительства и эксплуатации подземных
сооружений н для иных целей, ие связанных с добычей полезных ископаемых,
подлежат государственному учету по единым для Союза ССР системам.
§ 4. Соотношение запасов по категориям
Установлены четыре группы сложности месторождений.
1-я группа. ^Месторождения (участки) простого геологического строения,
преобладающая часть запасов которых содержится в телах полезного ископаемого
с ненарушенным или слабопарушсииым залеганием, выдержанными мощностью,
внутренним строением и качеством полезного ископаемого, с равномерным распре-
делением в них основных ценных компонентов, что определяет возможность
выявления в процессе детальной разведки запасов категорий Л н В.
2-я группа. Месторождения (участки) сложного геологического строения,
характеризующиеся изменчивыми мощностью и внутренним строением тел полез-
ною ископаемого либо нарушенным нх залеганием, невыдержанным качеством
полезного ископаемого нлн неравномерным распределением основных ценных
компонентов, а также месторождения углей н ископаемых солей простого геологи-
ческого строения, но с очень сложными горно-геологическими условиями разра-
ботки. На месторождениях этой группы выявление при детальной разведке запа-
сов категории А нецелесообразно вследствие недостаточной эффективности н
высокой стоимости геологоразведочных работ. Запасы месторождений (участков)
этой группы развсдуются по категориям В и Cj
3-я группа Месторождения (участки) очень сложного геологического строе-
ния, характеризующиеся резкой изменчивостью мощности и внутреннего строения
либо интенсивно нарушенным залеганием тел полезного ископаемого или невыдер-
жанным качеством полезного ископаемого и весьма неравномерным распределе-
нием основных цепных компонентов. На месторождениях этой группы выявление
при детальной разведке запасов категории Л и В нецелесообразно вследствие
высокой стоимости их разведки и низкой ее эффективности. Зайасы месторождений
(участков) этой группы разведуются в основном ио категории Cj н частично по
категории Сг
4-я группа Месторождения (участки) металлов и нерудного сырья весьма
сложного геологического строения, характеризующиеся резкой изменчивостью
мощности и внутреннего строения либо интенсивно нарушенным залеганием тел
полезного ископаемого, а также невыдержанным качеством и весьма неравномер-
ным распределением основных компонентов, разведка которых требует проведения
подземных выработок в больших объемах. Запасы месторождений (участков)
этой группы разведуются по категориям и Cj. Дальнейшая разведка этих
месторождений (участков) совмещается с их вскрытием и подготовкой к разра-
боткуТверждеииые в установленном порядке балансовые запасы полезных иско-
паемых (основных компонентов в комплексных рудах), используемые при иректи-
повании предприятия по добыче полезных ископаемых, должны иметь следующее
соотношение различных категорий (в процентах):
Категория запасов
1-я 2-я
группа группа группа группа
в том числе А не менее ................
Ci.....................................
Сз.....................................
30 20 - —
10 - - -
70 80 80 50
- - 20 50
Возможность промышленного освоения вновь разведанных месторождений
(участков) всех групп при соотношениях балансовых запасов различных катего-
рий, меиьших против указанного, устанавливается ГКЗ СССР (ТКЗ) при утверж-
дении запасов на основе экспертизы материалов подсчета запасов.
На разрабатываемых месторождениях (участках) соотношение категорий
утвержденных балансовых запасов, принимаемое при проектировании рекон-
струкции предприятия по добыче полезных ископаемых или дальнейшего разви-
тия горно-эксплуатационных работ, может быть меньше указанного и устанавли-
вается соответствующим горнодобывающим министерством па основе опыта
разработки месторождения.
Вскрышные породы, пригодные для использования в качестве строительных
материалов, рззведуются предварительно, а при наличии потребности в иих —
летально в количестве, определенном плановым органом республики (края,
области) или министерством — потребителем сырья Должна быть изучена воз-
можность промышленного использования отходов, получаемых но рекомендуемой
технологической схеме переработки минерального сырья.
Должна быть дана оценка возможных источников хозяйственно-питьевого и
технического водоснабжения, обеспечивающих потребность будущих предприятий
но добыче полезных ископаемых и переработке минерального сырья.
При проектировании строительства и реконструкции предприятий по добыче
полезных ископаемых должны быть
учтены как утвержденные, так и принятые центральными комиссиями по
запасам полезных ископаемых министерств и ведомств (ЦКЗ), а также учтенные
государственным балансом запасов полезных ископаемых СССР запасы данного
месторождения (включая запасы категории С2 н забалансовые) и запасы располо-
женных вблизи не освоенных промышленностью месторождений в целях определе-
ния возможных перспектив развития предприятия, предельной глубины и пло-
щади разработки, выбора способа и места заложения шахтных стволов, определе-
ния карьера, зон обрушения н мест расположения сооружений, подъездных путей
и отвалов,
предусмотрены добыча и использование нлн временное раздельное складиро-
вание попутных полезных ископаемых, залегающих совместно с основными
полезными ископаемыми, рассмотрена возможность отработки и переработки
Утвержденных по месторождению (участку) забалансовых запасов совместно
с балансовыми илн предусмотрены мероприятия по сохранению забалансовых
запасов для использования их в будущем;
предусмотрены геологическое изучение недр, вскрываемых в процессе строи-
тельства и эксплуатации предприятий по добыче полезных ископаемых, и состав-
ление геологической и маркшейдерской документаций, а также опережающая
проходка горных выработок на всех месторождениях (особенно 4-й группы)
с целью вскрытия и подготовки к отработке тел полезных ископаемых, запасы
Которых оценены по категории С?.
9
§ 5. Организация научных исследований
Данные о месторождении, необходимые для проектировании, получают в ре-
зультате исследований геологическими организациями на стадии детальной раз-
ведки и научно-исследовательскими институтами министерств (ведомств).
Геологические организации выдают сведении о качестве полезного ископае-
мого, пространственном распределении природных и технологических типов и
сортов руд, о горно геологических условиях разработки, физико-механических
свойствах пород н руд и другие данные, необходимые для составления техниче-
ского проекта разработки месторождения.
Технологические свойства минерального сырья изучаются па технологи-
ческих пробах в полупромышленных масштабах, позволяющих разрабатывать
промышленную схему переработки сырья с учетом рентабельности извлечения
компонентов, сопутствующих основному полезному ископаемому
Природные факторы, физико-механические свойства пород и руд, и в гом
числе величина притоков воды в горные выработки и источников водоснабжения
горного предприятия, определяющие условия ведения эксплуатационных работ
и строительства рудника, выясняются с детальностью, обеспечивающей проекти-
рование добычи руд. Научно-исследовательские организации министерств (ве-
домств) выдают сведения о составе порол, пересекаемых стволами; тектонических
нарушениях с определением плоскостей скольжения на контактах слабых и
крепких пород при крутом залегании (для выбора способа проходки и вида креп-
ления стволов); об углах сдвижения вмещающих пород под влиянием горных
разработок (для обоснованного построения предохранительных целиков); о горном
давлении, горных ударах и водопритоках в зависимости от выбранного порядка
отработки этажей, применяемых систем разработки и физико-механических
свойств пород и руд (для разработки мер безопасности ведения работ) и другие
данные в зависимости от специфики месторождения.
§ 6. Передача месторождения
для промышленного освоения
.Министерство (ведомство), выполнившее геологоразведочные работы (обычно
это подразделения Министерства геологии СССР), передает разведанное место-
рождение для промышленного освоения министерству (ведомству), осуществляю-
щему эксплуатацию месторождения.
На месторождении, передаваемом для промышленного освоения, должен
быть закончен полностью необходимый комплекс геологоразведочных работ,
запасы полезных ископаемых утверждены Государственной комиссией по запасам
полезных ископаемых при Совете Министров СССР по категориям и в соотноше-
ниях, приведенных в § 4 (по запасам, которые утверждаются территориальными
Комиссиями по запасам полезных ископаемых Министерства геологии СССР
в порядке, устанавливаемом советами министров союзных республик), и выпол-
нены требования действующего положения о порядке передачи разведанных
месторождений полезных' ископаемых для промышленного освоения.
§ 7. Принятие решения о проектировании
и строительстве горного’предприятия
Решение о проектировании и строительстве новых, реконструкции и техни-
ческом перевооружении действующих горных предприятий принимается инстан-
цией, имеющей право утверждать проекты.
Проектирование предприятий, зданий и сооружений осуществляется на основе
утвержденных в установленном порядке схем развития и размещения отраслей
народного хозяйства и отраслей промышленности и схем развития и размещения
производительных сил по экономическим районам и союзным республикам, разра-
ботанных'на период ие менее чем 15 лет (по пятилеткам). Через каждые 5 лет
в эти схемы вносятся необходимые уточнения и составляются схемы па новое
пятилетие.
10
В составе этих схем разрабатываются материалы с необходимыми расчетами,
косиовывающими целесообразность проектирования, строительства, рекои-
° dvkUhh или расширения предприятий и сооружений, определяются расчетная
он'Юсть строительства (реконструкции, расширения) и другие основные техиико-
^сопомическис показатели объектов.
э При проектировании предприятий, здании и сооружений производственного
-значении должны учитываться решения, принятые в схемах н проектах район-
ной планировки, в схемах генеральных планов групп предприятий с общими
объектами (промышленных узлов) и проектах планировки и застройки городов и
hovihx населенных пунктов.
’ Проектирование объектов жилищно-гражданского назначения осуществля-
ется на основе утвержденных в установленном порядке схем и проектов районной
планировки, увязанных со схемами развития и размещения отраслей народного
хозяйства и промышленности и схемами развития и размещения производитель-
ных сил «о экономическим районам и союзным республикам, проектов плани-
ровки и застройки городов и других населенных пунктов, проектов детальной
планировки.
ГЛАВА 2
ВЫБОР ПЛОЩАДКИ (ТРАССЫ) ДЛЯ СТРОИТЕЛЬСТВА,
ИНЖЕНЕРНЫЕ ИЗЫСКАНИЯ И ПРОЕКТИРОВАНИЕ
Ответственным за организацию выбора площадки (трассы) для строительства
предприятия, здания и сооружения, подготовку необходимых материалов и
полноту согласований намечаемых проектных решений является заказчик проекта.
Выбор площадки (трассы) для строительства осуществляется только
по обьекгам, вклиненным в утвержденные титульные списки проектно-изыска-
тельских работ, в районе или пункте, определенном в материалах и расчетах,
выполненных в схеме развития и размещения соответствующей отрасли народного
хозяйства, отрасли промышленности или схеме развития и размещения произво-
дительных сил по экономическому району, союзной республике.
Площадка выбирается в соответствии с земельным, водным и другими законо-
дательствами СССР и союзных республик, а также с учетом проектов районной
планировки и, в необходимых случаях, проектов планировки городов (поселков);
трасса, кроме того, выбирается с учетом общесоюзных и региональных схем
развития соответствующих коммуникаций н сетей (железных и автомобильных
дорог, пефтс- и газопроводов, энергосистем, сетей связи и др.).
Площадка (трасса) дли строительства предприятии, здания и сооружения,
размеры необходимого земельного участка и намечаемые мероприятия по обеспе-
чению охраны и воспроизводства окружающей среды и пожаро-взрывобезопас-
ности должны отвечать требованиям соответствующих глав СНнП, других норма-
тивных актов и инструкции СН 202—81.
Для выбора площадки (трассы) под строительство объектов (за исключением
тех, расширение или реконструкция которых не связаны с освоением дополни-
тельной территории) заказчиком (министерством, ведомством) создается комиссия
из представителей заказчика проекта, генерального проектировщика — проект-
ной организации; территориальной проектной организации Госстроя СССР;
субподрядных проектных н изыскательских организаций (в необходимых слу-
чаях); органов исполкомов Советов народных депутатов; министерства-подрядчика
пли по его поручению строительной организации; местных органов государствен-
ного надзора; штабов военных округов и штабов гражданской обороны и других
заинтересованных организаций.
Комиссия составляет акт о выборе площадки (трассы) для строительства,
который оформляется подписями всех ее членов.
Акт о выборе площадки (трассы) для строительства утверждается заказчиком
(министерством, ведомством) в установленном законодательством порядке и явля-
ется документом о согласовании принятых решений и условий на присоедниеиие
предприятий, зданий, сооружений к источникам снабжения, инженерным сетям и
коммуникациям (срок действия согласований должен быть не менее нормативной
продолжительности проектирования и строительства объектов), а также докумен-
том для намечаемых мероприятий по охране окружающей среды.
Задание на проектирование предприятия, здания и сооружения составляется
заказчиком проекта с привлечением генерального проектировщика па основе
материалов к расчетов, выполненных для данного объекта в составе схемы разви-
тия н размещения соответствующей отрасли народного хозяйства и отрасли про-
мышленности, схемы развития и размещения производительных сил по экономи-
ческим районам и союзным республикам и с учетом схемы (проекта) районной
планировки, генерального плана города, населенного пункта, проекта их деталь-
ной планировки и проекта застройки микрорайона и квартала, а также па основа-
нии утвержденного акта по выбору площадки.
В задании на разработку проекта (рабочего проекта) в соответствующих
случаях должно предусматриваться выделение в проектно-сметной документации
пусковых комплексов. При проектировании объекта с продолжительностью
строительства более двух лет без разбивки па очереди к заданию па проектирова-
ние прикладывается соответствующее разрешение.
Задания на проектирование наиболее крупных и важных предприятий и
сооружений, проекты которых подлежат утверждению Советом Министров СССР,
утверждаются министерствами и ведомствами СССР и Советами Министров
союзных республик.
Задания на проектирование по всем остальным объектам утверждаются
в порядке, установленном для утверждения проектно-сметной документации.
Инженерные изыскания. Акт выбора площадок для строитель-
ства и ситуационный план (схема) предприятия служат генеральному проектиров-
щику и заказчику основанием для заказа на выполнение изысканий: инженерио-
гсодезнческих, инженерно-геологических, инженерно-гидрогеологических,
а также на предмет источников водоснабжения на базе подземных н поверхностных
вод.
Инженерно-геодезические изыскания должны обеспечивать получение крупно-
масштабных топографических планов и дру1их топографо-геодезических мате-
риалов, необходимых для разработки 1еиерального плана и проектирования
зданий и сооружений, включая коммуникации.
Масштабы и высоты сечей и я рельефа топографических съемок должны уста-
навливаться в зависимости от вида работ и типа проектируемых зданий и соору-
жений (табл 1.1) с учетом масштабов съемок, ранее выполненных для разработки
генерального плана, а также требований, вытекающих из конкретных условий
площадки (пересеченный, горный рельеф местности, застроеппость территорий
н др.) и строительных норм и правил.
Инженерно-геологические изыскания должны обеспечивать получение геологи-
ческих материалов, необходимых для разработки генерального плана и проекти-
рования зданий и сооружений, включая коммуникации.
Масштаб инженерно-геологической съемки и число точек наблюдений (вклю-
чая горные выработки) должны устанавливаться в соответствии с числом и распо-
ложением горных выработок (табл. 1.2) с учетом сложности инженерно-геологи-
ческих условий, площади исследуемой территории, типа и назначения проекти-
руемых здании и сооружений.
Категории сложности инженерно-геологических условий устанавливаются
по совокупности факторов (табл. I 3), глубина горных выработок — в зависимости
от типа фундаментов и максимальных nai рузок (табл. I 4).
Число горных выработок устанавливается по расстоянию между ними в зави-
симости от сложности инженерно-геологических условий площадки (табл. I 5),
размеров здании и сооружений в плане их чувствительности к неравномерным
осадкам. Оно должно быть ие менее трех в пределах каждого здания и сооружения,
включая выработки, пройденные ранее.
На участках ограждающих дамб (плотин), накопителей промышленных отхо-
дов и стоков (хвосто- и шламохраиилищ, гидрозолоотвалов н т. д) горные выра-
ботки необходимо размещать по осям дамб через 100—200 м в зависимости от
сложности инженерно-геологических условий. В сложных инженерно-геологн-
12
Таблица 1.1
Масштабы топографических съемок н высоты сечений рельефа
Участки работ и типы сооружений Масштаб сечения рельефа, м
Строительство (реконструкция, расширение) зданий и сооружений в пределах промышлен- ной площадки Строительство ограждающих дамб (плотин) накопителей промышленных отходов и сто- ков (хвосто- и шламохраннлища, гндрозоло- отвалы и др ) Строительство сооружении водопровода на базе: 1 2000; 1 1000; 1 : 500 2, 1; 0,5
1 • 2000; 1 1000 2, 1, 0.5
подземных вод (водозаборные сооружения» станции очистки и др ) 1 1000; 1 500 1: 0,5
поверхностных вод (водозаборные соору- жения, береговые колодцы, насосные стан- ции, станции очистки и др ) Строительство сооружении канализации- 1 • 2000; 1 1000, 1 . 500 2; 1; 0,5
очистные сооружения, насосные, воздухо- дувные станции и др. 1 1000, 1 ' 500 I; 0,5
поля фильтрации и орошения Трассы внеплощадочиых коммуникации (подъездные автомобильные дороги и желез- нодорожные пути, трубопроводы водоснаб- жения, канализации, промышленных стоков и др.). 1 • 2000 1; 0,5
полосы местности вдоль трасс 1 • 5000; 1 2000 2, 1, 0,5
переходы трасс через естественные препят- ствия (водотоки, водоемы и др.) 1 • 2000; 1 1000, 1 . 500 1. 0,5
пересечения и сближения трасс с транс- портными и другими коммуникациями и сооружениями 1 1001, 1 500 1, 0,5
сосредоточенные резервы * 1 2000; 1 1000 1. 0,5
* Площади, зарезервированные под строительство
Таблица 1.2
Масштаб инженерно-геологической съемки н число точек наблюдений,
приходящихся на 1 км2
Масштаб Общее число то- чек наблюдений Число точек на- блюдений в виде горных выработок Расстояние между горными выработ- ками, м
1 . 25000 G-I2 2-4
1 • 10000 25-40 9-16 500-300
1 . 5000 50-100 25-50 250-150
13
Категория сложности (1. II. Ill) инженерно-геологических условий и
Факторы 1 (простая)
Геоморфологические Площадка (участок трассы) в пределах одного геоморфоло- гического элемента. Поверх* кость горизонтальная, иерас* члененная
Геологические — в сфере взаи- модействия зданий и сооруже- ний с геологической средой Не более двух различных по литологии слоев, залегающих горизонтально или слабо на* клокио (уклон не более 0.1) Мощность выдержапв по прости- ранию. Незначительная степень неоднородности слоев по показа- телям свойств грунтов, незако- номерно изменяющихся в плане и по глубине. Скальные грунты залегают с поверхности или пе- рекрыты маломощным слоем нс- скальных грунтов
Гидрогеологические — в сфере взаимодействия зданий и со- оружений с геологической Подземные воды отсутствуют или имеется выдержанный го- ризонт грунтовых вод с одно- родным химическим составом
Физнко геологические про- цессы и явления, отрица- тельно влияющие на условия строительства и эксплуатации зданий и сооружений Отсутствуют
Таблица 13
их характеристика
И (средняя) 111 (сложная)
Площадка (участок трассы) в пределах нескольких геомор- фологических элементов одного генезиса Поверхность наклон- ная, слабо расчлененная Площадка (участок трассы) в пре- делах нескольких геоморфологи- ческих элементов разного гене- зиса. Поверхность сильно расчле- ненная
Нс более четырех различных по литологии слоев, залегающих наклонно пли с выклиниванием. Мощность изменяется по про- стиранию закономерно. Законо- мерное изменение характеристик грунтов в плане или по глуби- не. Скальные грунты имеют не- ровную кровлю и перекрыты пескальиыми грунтами Более четырех различных по лито- логии слоев. Мощность резко из- меняется по простиранию. Лииэо- вндиое залегание слоев. Значи- тельная степень неоднородности слоев по показателям свойств грунтов, незакономерно и (или) закономерно изменяющихся в пла- не или по глубине Скальные грун- ты имеют сильно расчлененную кровлю н перекрыты иескальными грунтами
Два и более выдержанных го- ризонтов подземных вод. места- ми с неоднородным химическим составом или обладающих на- пором Горизонты подземных вод не вы- держаны по простиранию и по мощ- ности с неоднородным химическим составом. Местами сложное чере- дование водоносных и водоупор- ных пород Напоры подземных вод изменяются по простиранию
Имеют ограниченное распростра- Имеют широкое распространение
Таблица 14
Глубины горных выработок для различных типов фундаментов и нагрузок
Тип фундамента
квадратный ленточный
Максимальная нагрузка на опору, мн Глубина горных выработок от по- дошвы фуидамен- Максимальная распределенная нагрузка на фун- дамент. МН/м Глубина горных выработок от по- дошвы фундамен- та, м
0,5 4-6 0,1 4-6
1.0 5—7 0,2 6-8
2,5 7-9 0,5 8-12
5,0 9-13 1.0 12-17
10,0 11 — 15 2.0 17—20
15,0 12—19 — —
50,0 18—26 — —
Расстояние между горными выработками
Таблица 1.5
Категория сложности инженерно-геологических условий расстояние, м
I (простая) 100-50
11 (средняя) 50-30
111 (сложная) 30-20
чсских условиях и прн высоте дамб более 12 м следует дополнительно намечать
через 200—300 м поперечники не менее чем из трех выработок: на оси дамбы и
вблизи обоих контуров подошвы дамбы. Глубины горных выработок следует
принимать ие мсиее полуторной высоты дамбы.
На полях фильтрации нлн орошения принимается одна выработка на 2—3 га.
По трассам внеплощадочных коммуникаций размещение и глубина горных
выработок на участках индивидуального проектирования и возведения малых
искусственных сооружений принимаются в зависимости от типа сооружений
(табл. I 6).
Инженерно-гидрометеорологические изыскания должны обеспечивать получе-
ние гидрологических и климатических материалов, необходимых дли разработки
генерального плана и проектирования зданий и сооружений.
Изыскания источников водоснабжения на базе как подземных, так и поверх-
ностных вод должны обеспечивать получение комплекса гидрогеологических,
гидрологических характеристик и зон санитарной охраны источников водоснаб-
жения.
Состав и объем работ в каждом конкретном случае, как и методы проведения
изысканий, решаются проектной организацией совместное организацией, проводя-
щей инженерные изыскания, на основании требований СН 225—79. Проектная
организация совместно с заказчиком определяет потребность местных строитель-
ных материалов, используемых для строительства рудника (шахты), и выдает
заказ на выполнение соответствующих работ геологоразведочной организации
(как правило, той, которая производила разведку месторождения) Чаще всего
15
Размещение горных выработок по трассам внеплощадочных коммуникаций
Тнл сооружения Расстояние, м
между выработками по оси трассы между попереч по попереч
Насыпи н выемки высотой (глубиной), м До 12 100-300 100-200 (для вые- до 2!
'более 12 50-100 50-100 25—5
Тип сооружения Расстоян
между выработками по осн трассы
Малые искусственные сооруже- ния при переходах трасс через водотоки, лога и овраги мос- ты. путепроводы, эстакады и др. В местах заложения опор по 1—2 выработке
водопроводные трубы Трубопроводы при наземной или подземной прокладке В точке пересечения с осью трубы
участки переходов через во- дотоки Не менее 3 выработок (по одной в русле и на берегах), но не реже чем через 50—100
\часткн пересечений с транс- портными и инженерными коммуникациями В местах заложения опор но одной выработ-
Сосредоточенные резервы 50-100 50-
не. ы Глубина горных выработок
кду реч по поперечникам
- Согласно табл. I 4 н СН 225—79
- По осн тр>бы под оюловок и крайнее звено — по одной выработке То же
- - На 3—5 м ниже проектируемой глубины укладки трубопровода
- Согласно табл I 4 н СН 225—79
-100 25-50 На 1 м глубже проектной отмет- ки диа резерва
I) наименование предприятия, здания и сооружения, его месторасположение;
2) характер строительства (новое строительство, расширение, реконструкция,
техническое перевооружение);
3) мощность предприятия и годовой объем товарной продукции (вместимость,
пропускная способность, объем услуг и т. н )
в натуральном выражении, в млн руб.;
4) общая сметная стоимость с гроительства,
в том числе
сметная стоимость строительно-монтажных работ (по сводке затрат);
объектов производственного назначения (по сводному сметному расчету);
объектов жилищно-гражданского назначения,
объектов здравсюхранепия, культуры, просвещения;
объектов строительной индустрии;
5) стоимость основных фондов:
вводимых в действие — всего, в том числе по объектам производственного
назначения,
выбывающих в процессе строительства (но балансовой стоимости),
6) удельные капитальные вложения па единицу вводимой мощности;
7) численность работающих,
8) производительность труда (юдовой выпуск продукции на одного работаю-
щего) в тыс. руб ,
9) фондоотдача (в руб , коп. продукции иа 1 руб. вводимых в действие основ-
ных фондов по объектам производственного назначения);
10) продолжительность строительства.
Утвержденный проект (рабочий проект) предприятия, здания, сооружения
является основанием для планирования и финансирования строительства этого
объекта, заказа основного оборудования, а также заключения договора подряда
иа капитальное строительство.
ГЛАВА 3
ЗЕМЕЛЬНЫЙ И ГОРНЫЙ ОТВОДЫ. ОХРАНА НЕДР
Государственный акт на право пользования землей. В пределах земельного
отвода землей предприятие пользуется бесплатно, за исключением случаев, уста-
навливаемых Советом Министров СССР.
Отвод земельных участков производится на основании постановления Совета
Министров союзной республики. Для получения отвода земельного участка необ-
ходимо иметь- утвержденный в установленном порядке акт выбора площадки под
строительство горного предприятия, о котором обосновывается потребная площадь
земли, размеры убытков и потерь сельскохозяйственного производства от изъятия
земель; решение исполнительного комитета районного и областного (краевого)
Совета народных депутатов о согласовании акта выбора площадок для промыш-
ленного и гражданского строительства рудника, горного, горно-металлургиче-
ского (обогатительного) предприятия, комбината, решение Министерства сельского
хозяйства республики о правильности и обоснованности выбора площадок и
потребного земельного отвода пол промышленное и гражданское строительство.
Этому министерству землепользователе предоставляет согласование с органами
Государственного надзора площадей залегания полезных ископаемых, так как
горный отвод является главной составной частью земельного отвода; утвержден-
ный в установленном порядке технический проект на промышленное и граждан-
ское строительство рудника, горного, горно-металлургического (обогатительного)
предприятия, комбината на базе данного месторождения, утвержденный горио-
отводиый акт Министерство сельского хозяйства республики принимает решение
о необходимости рекультивации земель за счет предприятия-землепользователя
Проект отвода земельного участка (земельный отвод) для строительства
горного предприятия подготавливается проектной организацией одновременно
с разработкой технического проекта горнодобывающего предприятия в увязке
с проектом горного отвода
20
Приступать к Пользованию Предоставленным земельным участком до установ-
ления соответствующими землеустроительными органами границ этого участка
в натуре (на местности) и выдачи государственного акта на пользование землей
запрещается. Государственный акт на пользование землей выдается районным
Советом народных депутатов
Порядок оформления временного пользования землей, например, на опытно-
промышленную разработку устанавливается законодательством союзных респуб-
лик
Горноотводный акт. Горный отвод предоставляется органами Госгортех-
надзора республики по горноотводиому акту.
Размеры горного отвода определяются контурами разведанного месторожде-
ния или его части с учетом зон обрушения, безопасных расстояний от мест про-
изводства взрывных работ
Проект горного отвода состоит из следующих документов и материалов
а) пояснительной записки, в которой даются обоснование необходимости
получения горного отвода, краткая геологическая характеристика месторождения
(расположение, тип и размер залежи), данные о состоянии запасов полезных иско-
паемых в пределах горного отвода, сведения о смежных горных отводах, о застроен-
ное™ территории и об использовании земельных участков над горным отводом,
о других полезных ископаемых, имеющих промышленное значение и находящихся
в недрах данного горного отвода, соображения о комплексной добыче выявленных
разведкой полезных ископаемых;
б) копии топографического (гипсометрического) плана на поверхности в гра-
ницах горного отвода и копии геологических карт и разрезов, характеризующих
месторождение и условия залегания полезных ископаемых, составленных в соот-
ветствии с требованиями действующих инструкций На копии топографического
(гипсометрического) плана и при необходимости на геологических разрезах
должны быть показаны- намеченные границы горного отвода, существующие
сооружения и их этажность, контуры залежей полезных ископаемых и их выходы
на земную поверхность или под наносы, границы соседних горных отводов, гра-
ницы землепользований, контуры сельскохозяйственных угодий и почвенных
растений, пашни, устья существующих шахт, штолен, шурфов, скважии, тектони-
ческие нарушения, рельеф поверхности, места размывов, выклиниваний и другие
непригодные к разработке участки месторождения, пункты опорной геодезической
сети На копии плана в свободной части листа указываются площадь (в гектарах)
проекции горного отвода на горизонтальную плоскость, дата пополнения плана,
значения координат х, у, z, угловых точек отвода, определяемых графически по
плану-и размерам. На листе копии плана сверху с правой стороны оставляется
место для разрешительной надписи Масштаб плана принимается в зависимости от
размеров изображаемого участка, от характера и назначения проектируемого
горного предприятия, но должен быть не мельче масштаба 1 : 5000. Для горных
отводов, имеющих значительную площадь, разрешается представление копии
топографического плана в масштабе от 1 ’ 5000 до 1 • 25 000. Одна из копий топо-
графического плана, представленного для оформления горного отвода, должна
быть изготовлена на полотняной кальке, лавсаие или других материалах, пригод-
ных для длительного хранения;
в) выписка из протокола ГКЗ (ТКЗ) и соответствующих выписок из таблиц
подсчета запасов полезных ископаемых;
г) справки своей вышестоящей организации, подтверждающей необходимость
получения горного отвода;
Д) заключения территориального геологического управления по проекту
ввпН0Г° отвода' когда специальным решением Совета Министров СССР разрешен
Деторождения в эксплуатацию без утверждения запасов ГКЗ (ТКЗ).
Доп 3a’Pa6°TKa месторождения полезных ископаемых за пределами горных отво-
ег Опытно-промышлеииая разработка месторождений полезных ископаемых или
лени30™ 0СУЩвствляется без предоставления горного отвода в порядке, устаиов-
'ом законодательством Союза ССР и союзных республик.
отвода Я п,|овь строящихся и реконструируемых горных предприятий горные
Д в процессе проектирования должны быть предварительно согласованы
21
с управлением округа Госгортехнадзора и оформляться до начала строительства
этих предприятий в месячный срок после утверждения технической проектной
документации.
Финансирование работ но строительству горнодобывающего предприятия
допускается только при наличии горного отвода, оформленного управлением
округа Госгортехнадзора (Госгортехнадзором союзной республики).
Охрана недр. Верховный Совет СССР 9 июля 1975 г. специально рассмотрел
и принял Закон «Об утверждении основ законодательства Союза ССР и союзных
республик о недрах», в котором изложены основные требования в области охраны
недр.
Основными требованиями в области охраны недр являются, обеспечение
полного и комплексного геологического изучения недр, соблюдение установлен-
ного порядка предоставления недр в пользование и недопущение самовольного
пользования недрами; наиболее полное извлечение из недр и рациональное исполь-
зование запасов основных и совместно с ними залегающих полезных ископаемых и
содержащихся в них компонентов; недопущение вредного влияния работ, связан-
ных с пользованием недр, па сохранность запасов полезных ископаемых от затоп-
ления, пожаров и других факторов, снижающих качество полезных ископаемых и
промышленную ценность месторождений или осложняющую их разработку;
предупреждение необоснованной н самовольной застройки площадей залегания
полезных ископаемых и соблюдение установленного порядка использования этих
площадей для других целей; предотвращение вредного влияния работ, связанных
с пользованием недрами, на сохранность эксплуатируемых, находящихся па кон-
сервации горных выработок и буровых скважин, а также подземных сооружений;
предотвращение загрязнения недр при подземном хранении нефти, газа и иных
веществ и материалов, захоронении вредных веществ и отходов производства,
сбросе сточных вод.
В случае нарушения этих требований пользование недрами может быть огра-
ничено, приостановлено или запрещено органами государственного горного над-
зора и другими специально уполномоченными па го государственными органами
в порядке, установленном законодательством Союза ССР.
Законодательством Союза ССР и союзных республик могут быть установлены
меры материального и морального поощрения пользователей недр, стимулирую-
щие осуществление мероприятий по улучшению использования недр и усилению
их охраны.
В законе также приведен ряд других требований и, в частности, об охране
участков недр, представляющих особую научную или культурную ценность, при
обнаружении которых пользователи недр обязаны приостановить работы на соот-
ветствующем участке и сообщить об этом заинтересованным государственным
органам.
В конечном итоге охрана недр сводится к комплексной разработке месторож-
дений полезных ископаемых за счет использования не только всех полезных мине-
ралов, ио и отвальных пород, хвостов обогащения и шлаков металлургических
заводов, папрнмер, в закладку выработанного пространства пли при строительстве
дорог и пр.
ГЛАВА 4
СТРОИТЕЛЬСТВО ГОРНОГО ПРЕДПРИЯТИЯ
§ 8. Финансирование капитального строительства
Стройбанк СССР п Госбанк СССР осуществляют финансирование государ-
ственных капитальных вложений по стройкам производственного назначения
непрерывно на основе титульных списков па весь период строительства в пре-
делах сумм, предусмотренных в утвержденной смете. При перевыполнении плана
капитального строительства в данном году финансирование указанных строек
осуществляется за счет кредита, выдаваемого в соответствии с планом кредито-
вания.
22
Стройбанк СССР и Госбанк СССР выдают заказчикам (производственным
объединениям, предприятиям) кредит на оплату крупного технологического и
энергетического отечественного оборудования для объектов производственного
назначения до планового срока сдачи оборудования в монтаж По истечении плано-
вого срока сдачи оборудования в монтаж кредитование продолжается со взима-
нием за пользование ссудой повышенных процентов.
§ 9. Материально-технические ресурсы строительства
Заказчик и подрядчик на основе заказных спецификаций, которые составля-
ются по техно-рабочему проекту или рабочим чертежам проектной организацией
один раз па весь период комплектования на все виды оборудования, приборов,
кабельных и дру1их изделий, требующихся иа полную проектную мощность
(рудник, горизонт, участок, цех), составляют комплектовочные ведомости с учетом
максимального вовлечения остатков неустановленного и излишнего оборудования,
сроков изготовления и монтажа оборудования.
Министерства, ведомства и другие организации-подрядчики обеспечивают
производство строительно-монтажных работ всеми строительными и монтажными
материально-техническими ресурсами, за исключением материалов и оборудова-
ния, поставка которых возложена на министерства, ведомства и другие организа-
ции-заказчики
Госснаб СССР переводит стройки, включенные в государственный план
капитального строительства, иа комплексное снабжение материалами через терри-
ториальные органы материально-технического снабжения.
По стройкам, осуществляемым хозяйственным способом, выделяются мате-
риальные ресурсы по нормам, утвержденным для соответствующих отраслей, и
они также обеспечиваются необходимыми строительными механизмами и транс-
портными средствами.
§ 10. Мощность строительно-монтажной организации
Потребность в производственных основных фондах, необходимых для обеспе-
чения выполнения заданного объема подрядных строительно-монтажных работ,
рассчитывается в стоимостном выражении по формуле
ф=4-« о»
где Ф — среднегодовая стоимость производственных основных фондов в плани-
руемом году (собственных и арендованных), млн. руб ; Р — планируемый годовой
объем подрядных строительно-монтажных работ, выполняемый собственными
силами, млн. руб ; Е — нормативный показатель фондоотдачи с 1 руб. стоимости
производственных фондов.
§11. Сроки строительства
, ^Рок” строительства рудников определяются установленными нормами
(табл. 1.7, I 8), а в зависимости от сроков происходит распределение капитальных
ложений и стоимости строительно-монтажных работ по годам (табл. I 9). В состав
Рудника при подземном способе разработки месторождения входят, шахтные
наВ°ЛЫ’ П0ДземНые выработки с технологическим оборудованием и транспортом,
06?UlaxTllb,e эдаиия и сооружения с оборудованием, объекты вспомогательного и
-’Уживающего назначения; объекты энергетического хозяйства (высоковольт-
с е ЛИ11ИИ электропередачи, главные рудничные, тяговые и понизительные под-
о6ъа11И11’ ФидеР||Ые и осветительные сети, компрессорные станции, котельные);
ЭлеСКТи тРанспоРТНОго хозяйства и связи (железные и автомобильные дороги,
сети ТР°ВОЗНОС ясно, экипировочные устройства, блоки ремонтного пункта тяговой
ги, автобазы, тракторные базы, устройства телефонизации и сигнализации и
23
Таблица 17
Нормы продолжительности строительства рудников черной и цветной
металлургии с подземным способом разработки (при шахтном вскрытии
месторождения н без специальных способов проходки)
Полная го* довая проектная мощность рудника по сырой руде, млн. т Ваоднмая в эксплуа- тацию го- довая мощ- ность пер- вой очереди и всего руд- ника но сы- рой руде, млн. т Общая продолжительность строительства, мсс
шахтного ствола глубиной (м) в том числе подготови- тельный период
100 200 300
0,1 0,05 22 26 30 2
0,1 0,1 26 30 34 2
0,3 0,15 25 28 32 2
0,3 0,3 30 33 37 2
0.6 0,3 27 31 34 2
0,6 0,6 33 37 40 2
1 0,5 — 37 41 3
1 1 — 45 49 3
1.5 0,75 42 46 3
1.5 1,5 — 53 57 3
3 1.2 44 48 3
3 3 — 58 62 3
5 1,5 — 51 55 4
5 5 79 83 4
10 3 — 62 66 5
10 10 101 105 5
12 3 63 67 5
12 12 — 107 111 5
Таблица 18
Нормы продолжительности строительства рудников
черной и цветной металлургии с подземным способом разработки
(прн штольневом вскрытии месторождений)
Полная годоваи проектная мощность рудника по сырой ру- Вводимая в эксплуа- тацию го- довая мощ- ность пер- вой очере- ди и всего рудника по сырой ру- Длина глав- ЦОЙ штоль- ни и выра- боток. про- ходимых из нес до рудоспуска (суммарно). штольни, вскрываю- щей рабо- чий гори- зонт, и про ходимых из нее штреков (суммарно). Продолжительность строительства, мес
общая в том числе подготови- тельный период
0,1 0,05 1100 1600 22 2
0,1 0,1 1100 1600 26 2
0,3 0,15 1100 1600 23 2
0,3 0,3 1100 1600 28 2
0,6 0,3 1100 1600 24 2
0,6 0.6 1100 1600 30 2
1 0,5 1300 1800 29 3
1 1 \ 1300 1800 37 3
1,5 0,75 1300 1800 32 3
1.5 1.5 1300 1800 43 3
3 1,5 1300 1800 31 3
3 3 1300 1800 45 3
24
Таблица 19
Распределение капитальных вложений (числитель) и стоимости
строительно-монтажных работ (знаменатель) по календарным
годам (•—•*) строительства для рудников с подземным способом разработки
месторождений, в процентах от сметной стоимости строительства
Нормы про-
должительности
строительства.
Годы
VI
VII
VIII | IX
22
36
42
48
54
60
72
84
96
108
10
10
12
12
12
12
12
10
12 8
8
8
8
8
5
др.); сети и сооружения водоснабжения, канализации, газификации, теплофика-
ции, благоустройства; объекты вспомогательного и обслуживающего назначения
(рудоуправления, ремоитио-мехаиические мастерские, электроремоитные и ре-
монтно-строительные цехи, склады материалов, горючих, смазочных и взрывчатых
материалов, передвижные ремонтные мастерские, бытовые комбинаты).
Продолжительность строительства горно-обогатительиого комбината (в со-
ставе рудника, дробильно-сортировочной или обогатительной фабрики) при под-
земном способе разработки месторождения определяется сроками строительства
Рудника, а при открытом способе разработки — по наибольшей норме продолжи-
тельности строительства рудника или обогатительной фабрики.
Продолжительность строительства рудника в сложных гидрогеологических
условиях, требующих применения специальных способов проведения горных
выработок или проведения других особых мероприятий по осушению месторожде-
ния в сложных горио-геологических условиях, обусловливаемых своеобразным
залеганием рудного тела, отличающимся особо неправильной формой, а также
строитеВв иескольких карьеров или шахт определяется проектом организации
Для рудников цветной металлургии годовой производственной мощностью
"° 1,5 млн. т принимается коэффициент увеличения продолжительности строи-
сльства 1,1, учитывающий разобщенность и малую мощность рудных тел.
в В нормах продолжительности строительства приведены общие положения,
Hoc°TOpblx пРсДУсматриваются различные коэффициенты, учитывающие, в част-
^-ти, сложность строительства объектов в сейсмических и северных районах,
25
в районах пустынь и полупустынь. Применение коэффициентов в каждом отдель-
ном случае обосновывается данными проекта или соответствующими справками
проектной организации.
§ 12. Ввод рудника в эксплуатацию
Рудник, законченная строительством (или реконструкцией) в соответствии
с проектом и подготовленный к эксплуатации, предъявляется к приемке заказчи-
ком государственной приемочной комиссии.
Горнорудное предприятие, шахта, цех, участок, производство нс могут быть
приняты и введены в эксплуатацию, если.
иа них не обеспечены здоровые и безопасные условия труда;
на установленном оборудовании (подъем, подземный и поверхностный транс-
порт, проходческое оборудование и оборудование очистных работ и другое горно-
шахтное оборудование и механизмы) не начата добыча руды, предусмотренная
проектом;
имеются недоделки, препятствующие нормальной эксплуатации рудника
(шахты), и эти недоделки ухудшают санитарно-гигиенические условия и безопас-
ность труда работающих, с отступлением от утвержденного проекта или состава
пускового комплекса;
ие выполнены псе работы по осушению месторождения в соответствии с утвер-
жденным проектом;
нет разрешения органов, осуществляющих государственный санитарный н
технический надзор, технической инспекции профсоюза и местного комитета
профессионального союза торного предприятия, вводящего рудник (шахту)
в эксплуатацию
До предъявления государственной приемочной комиссии к приемке в эксплуа-
тацию рудника (шахты) производится их приемка рабочими комиссиями, назна-
чаемыми заказчиком. Заказчик не в праве эксплуатировать объекты, не принятые
рабочими комиссиями.
Заказчик несет ответственность за: своевременную подготовку рудника
(шахты) к добыче руды (укомплектование кадрами, обеспеченность вскрытыми,
подготовленными и готовыми к выемке запасами руды в соответствии с нормами,
утвержденными министерствами (ведомствами), материалами, энергоресурсами
и др.); проведение комплексного опробования оборудования, наладку технологи-
ческих процессов, ввод в эксплуатацию рудника (шахты); освоение проектной
мощности в установленные сроки.
Датой ввода в эксплуатацию рудника (шахты) считается дата подписания
акта государственной приемочной комиссией.
ГЛАВА 5
ОРГАНИЗАЦИЯ ГОРНОГО ПРЕДПРИЯТИЯ
§ 13. Структура подземного горного предприятия
Структура управления предприятием должна быть экономичной, исключать
параллелизм в работе, охватывать все аспекты управления, способствовать все-
мерному повышению эффективности производства.
В горнорудной промышленности накоплен значительный опыт дифференци-
рованного подхода к формированию структур управления в зависимости от харак-
тера и объемов производства, которые обобщенно сводятся в типовые структуры
и штаты.
По отдельным министерствам различают типовые структуры управления и
штаты структурных подразделений, входящих в состав горно-обогатительных,
горно-металлургических предприятий па правах самостоятельных производствен-
ных единиц или иа правах цехов.
26
Структурным подразделением, ведущим добычу полезного ископаемого под-
земным способом, может быть рудник, шахта или горный участок, подчиненный
. непосредственно предприятию.
Рудник или шахта создаются, как правило, на базе нескольких горных
участков.
Горные участки могут быть очистные, горпо-подготовительиые, смешанные,
буровых работ, внутришахтпого транспорта, закладочных работ и др.
Критерием создания структурных подразделений (шахт, рудников, горных
участков) является приведенный годовой объем горной массы (тыс-м8).
Q = <2оч + Снр р°ч , (1.2)
гпр
где <2оч — годовой объем горной массы с очистных работ, тыс м8; Qnp — годовой
объем горной массы с проходческих работ, тыс-м8, Роч, Рир— годовая произво-
дительность труда горнорабочих на очистных и проходческих работах, тыс-м8.
Приведенный объем горной массы корректируется коэффициентами в зависи-
мости от мощности рудных тел, систем разработки, видов работ и т. п. Так, при
проходке стволов шахт фактический объем горной массы с учетом трудоемкости
умножается на 1,4.
В различных отраслях минимальные приведенные объемы горной массы,
необходимые для создания структурных подразделений, имеют отклонения, однако
общий принцип сохраняется.
Так, в цветной металлургии для создания горного участка необходим при-
веденный объем 16,5 тыс-м8, а в редкометальной подотрасли — И тыс-м8.
Минимальный приведенный объем рудника, шахты составляет 64 тыс-м8,
буровзрывного участка — 150, участка подъема — 200, участка внутришахтного
транспорта — 100 тыс-м8.
Структурные подразделения при меньших объемах работ создаются с разре-
шения соответствующих министерств.
§ 14. Норматив численности
инженерно-технических работников и служащих
Творческий характер труда ИТР и служащих, преобладание в нем элементов
умственного труда, большой удельный вес операций, не поддающихся непосред-
ственному наблюдению, неравномерность в работе и другие специфические особен-
ности усложняют задачу нормирования, однако не исключают возможность ее
решения. Наиболее оправданным методом нормирования инженерного труда
является статистический анализ.
При применении статистического анализа необходимая численность работни-
ков в конкретных условиях устанавливается с помощью двух видов нормативных
материалов-
по нормативам численности;
по нормам обслуживания и управляемости
Нормирование труда по нормативам численности применяется для определе-
ния необходимой численности ИТР и служащих по функциям управления и
Должностям
Последний вид нормирования нашел наиболее широкое применение в горно-
добывающей промышленности.
В основу определения нормативной численности ИТР и служащих по функ-
циям управления положен глубокий анализ первичного учета и отчетных данных,
'ередового опыта, поэтому нормативы отражают структуру и штаты подразделе-
Ии горного производства с наилучшей организацией управления.
Типовые структуры, штаты и нормативы численности для рудников и шахт
подземной добычей в зависимости от объемов приведенной горной массы делятся
3.|Я1,,ЯТЬ гРУпп. В каждой группе определяются минимальнее и максимальное
зия е,,ИЯ штат|,ь|х единиц, соответствующие минимальному и максимальному
ь ачению приведенного объема в пределах этой группу.
27
Группы типовых структур и штатов не являются основанием для определения
группы по оплате труда руководящих н инженерно-технических работников.
Нормативами устанавливается списочная численность инженерно-техниче-
ских работников и служащих.
Нормативная численность горных мастеров участка очистных работ Н (ч)
определяется в зависимости от приведенного объема горной массы Q, добываемой
участком, и численности рабочих Р, выполняющих работу под руководством гор-
ных мастеров
Нч = 0.040Р 4- 0.006Q (I 3)
Для участков смешанных работ
Нч = 2,35 + 0,0096? + 0,018Р (I 4)
Если участок соответствует критериям формирования, то численность масте-
ров принимается из расчета одного человека в смену.
Списочная численность мастеров при трехсменном графике работы рудника и
инженерно-технических работников равняется трем. При непрерывном графике
работы рудника и шестидневной рабочей неделе ИТР применяется коэффициент
1,17, при шестидневном режиме работы рудника и пятидневной рабочей неделе
ИТР применяется коэффициент 1,4.
При определении нормативной численности по функциям управления расчет
ведется по следующим функциям
общее линейное руководство основным производством;
техническая подготовка производства;
геологическая подготовка производства,
маркшейдерская подготовка,
нормирование труда к заработной платы,
ремонтно-механическое обслуживание;
электромонтажное обслуживание;
технико-экономическое планирование.
складское хозяйство,
табельный учет;
контроль состояния техники безопасности;
охрана труда;
общее делопроизводство;
хозяйственное обслуживание
При определении численности по этим функциям управления учитываются
факторы, оказывающие наибольшее влияние на этот показатель (численность
работающих, наличие горизонтов, приведенный объем производства, численность
рабочих по функции и т. п ).
Исходя из суммы нормативной численности по функциям разрабатываются
типовые штаты.
Номенклатура должностей принимается в соответствии с «Единой номенкла-
турой должностей служащих» и действующей в отрасли схемой должностных
окладов руководящих и инженерно-технических работников горных предприятий.
§ 15. Режим работы подземного рудника
Основным видом рабочей недели для рабочих и служащих страны является
пятидневная рабочая неделя с двумя выходными днями. Планомерный перевод
рабочих и служащих иа пятидневную рабочую неделю был в основном завершен
в 1967 году.
В случае, если перевод предприятия на режим пятидневной рабочей недели
нецелесообразен по характеру производства и условиям работы, может быть
установлен и другой режим работы.
В силу специфики подземного производства и условий горных работ иа рудни-
ках могут применяться режимы пятидневной рабочей недели с двумя выходными
днями, шестидневной рабочей недели о одним выходным днем к непрерывной
рабочей недели,
28
Суточный режим определяется числом рабочих смен и их продолжитель-
,10СТПродолжптсльиость рабочей смены па работах с вредными условиями труда
режиме пятидневной недели не должна превышать 7 ч 12 мин; при режиме
П естндиевной недели с учетом обеспечения нормы рабочей недели 36 ч — 6 ч
11160 При непрерывной рабочей неделе для рабочих может быть установлен сколь-
шиГ) график выходов с 6-часовым рабочим днем и одним выходным днем или
у’-асовым рабочим днем и двумя выходными днями. При этом вводится дополни-
стьный рабочий день в одну нз суббот для обеспечения годового баланса рабочего
При непрерывной рабочей неделе невозможно проведение планово-предупре-
дительного ремонта оборудования, горных выработок; трудно достичь постоянства
состава рабочих в смене горного мастера; работники, отдыхая по скользящему
графику, часто не имеют общего выходного дня с другими членами семьи.
Пятидневная рабочая неделя удобна в отношении отдыха трудящихся и
ремонта, однако в этом* случае использование рабочего времени недели наиболее
низкое, так как максимальная интенсивность труда горнорабочих находится
в интервале между вторым и пятым часами смены.
При режиме шестидневной рабочей недели с одним общим выходным днем
производительность труда на 10—15% выше, чем при пятидневной неделе, име-
ется возможность проведения плановых ремонтов, общественных мероприятий
для всего коллектива, трудящиеся имеют общий выходной день с семьей.
Для горнодобывающих предприятий при шестидневной рабочей неделе
наиболее характерен трехсменный режим работы с перерывами между сменами
по два часа При мелкошпуровой отбойке к этим перерывам приурочиваются
взрывные работы и проветривание горных выработок, осмотр стволов и подъемных
машин
Широкое применение па добыче руды подземным способом высокопроизводи-
тельного самоходного оборудования, требующего тщательного технического обслу-
живания, позволяет организовать работу на очистных работах в две смены,
а третья смена отводится для его технического обслуживания и ремонта При этом
транспорт руды из рудоспусков и выдача ее по стволам производится в три смены.
При режиме пятидневной работы перерывы между сменами соответственно
сокращаются, в результате чего могут возникать дополнительные потери рабочего
времени нз-за задержки проветривания забоев и но другим причинам.
Графики выходов рабочих должны предусматривать строгое чередование для
рабочих ночных и дневных смен, полную укомплектованность бригад, наиболее
эффективное использование рабочего времени и строгое соблюдение баланса этого
времени, предусмотренного законодательством о труде
§ 16. Тарификация работ и рабочих
Организация заработной платы и ее регулирование осуществляются при
помощи тарифной системы, форм и систем оплаты труда.
Под тарифной системой подразумевается совокупность нормативов, устанав-
ливающих уровень заработной платы и ее дифференциации в зависимости от
занятости рабочих в сфере производства, их квалификации и условий труда.
Составными частями тарифной системы являются тарифно-квалификацноииые
справочники, тарифные сетки и соответствующие нм тарифные ставки.
Ставки оплаты труда являются основным элементом тарифной системы,
Ре< улирующим уровень заработной платы отдельных категорий рабочих При
помощи тарифной системы устанавливают различные уровни заработной платы по
тарифу для рабочих разных отраслей промышленности (отраслевое регулирова-
нне). регулируют и дифференцируют заработную плату внутри отрасли (производ-
ственное регулирование), а внутри предприятия системы тарифных ставок учиты-
вают производственное значение рабочих, а также условия нх труда
Тарифная сетка устанавливает соотношение в тарифных ставках отдельных
квалификаций рабочих. Число разрядов в тарифной сетке устанавливает степень
Дифференциации тарифных ставок, а разрядные коэффициенты — соотношение
';тавок между отдельными разрядами сетки.
29
Тарифно-квалификационный справочник (ТКС) представляет собой сборпнк
квалификационных характеристик по профессиям и специальностям рабочих и
работ в дайной отрасли промышленности. В квалификационной характеристике
каждой профессии изложены конкретное содержание работы, минимальный объем
технических и общих знаний и производственных навыков, а также перечень основ-
ных работ, которые соответствующий рабочий должен уметь выполнять, обеспечи-
вая выпуск качественной продукции. Таким образом, ТКС служит практическим
пособием для определения квалификации работ и присвоения рабочему тарифного
разряда в соответствии с его профессией и квалификацией
ТКС могут пересматриваться с учетом изменения требований, предъявляемых
к квалификации рабочих в связи с техническим прогрессом, внедрением комплекс-
ной механизации, совершенствован нем технологии и научной организации труда.
ТКС всех отраслей народного хозяйства, а также все изменения и дополнения
к ним утверждает Государственный комитет по труду и социальным вопросам по
согласованию с соответствующим центральным комитетом профсоюза
Квалификационные характеристики в ТКС по каждому тарифному разделу
построены, как правило, по трем разделам характеристика работ, что должен
знать рабочий и примеры работ. При сдельной оплате труда по ТКС определяют
разряды нормируемых работ Труд рабочнх-сделыциков оплачивают по разряду,
к которому отнесена данная работа, а не по тарифному разряду, присвоенному
исполнителю. Сопоставление фактического разряда работы с разрядом рабочих
позволяет судить об эффективности использования рабочих кадроп
§ 17. Схемы должностных окладов ИТР и служащих
Закон распределения по труду, т е оплата труда инженерно-технических
работников и служащих по количеству и качеству труда, находит конкретное
выражение в схемах должностных окладов, которые предусматривают по каждой
должности минимальные и максимальные размеры окладов. Это позволяет руко-
водителям предприятий дифференцировать оплату труда инженерно-технических
работников и служащих в зависимости от их опыта, уровня знаний и качества
труда.
Во всех отраслях народного хозяйства предприятия и цеха по уровню долж-
ностных окладов подразделяются на группы в зависимости от объема п характера
производства.
В отношении схем должностных окладов рудники и шахты делятся па Четыре
группы, горные участки — на три группы (табл. I 10).
Показатели для отнесения предприятий к группам по представлению мини-
стерств Союза ССР утверждаются Государственным комитетом но труду и со-
циальным вопросам.
Отнесение предприятий, производственных объединений к группам по оплате
труда в соответствии с утвержденными показателями производится министерст-
вами СССР нли по их поручению республиканскими министерствами, Всесоюз-
ными промышленными объединениями.
Установление групп рудникам, шахтам (на правах цехов), участкам произ-
водится руководителем производственного объединения, предприятия.
Наименование структурных подразделении, должностей инженерно-техниче-
ских работников и служащих должно строго соответствовать номенклатуре под-
разделений и наименованиям должностей п схемах должностных окладов
В отдельных группах предприятий и цехоп схемами должностных окладов
некоторые должности не предусмотрены и вводить их в штатное расписание нельзя.
Так, должность заместителя главного инженера рудника, шахты предусмотрена
для предприятий I и II групп и не предусмотрена для предприятий III п IV групп.
На рудниках IV группы не предусмотрено участкового деления, поэтому на-
чальник очистных и горных подготовительных работ схемой не предусмотрен.
Для некоторых должностей должностные оклады устанавливаются иезавн’
симо от группы по оплате труда Это относится к участковым геологам, маркшей-
дерам, горным нормировщикам и др Сумма установленных должностных окладов
нештатному расписанию, как прарило, не должна превышать средней суммы долж-
ностных окладов,
30
T'd б л II it .1 i 10
Показатели для отнесения предприятий к группам по оплате труда
для цветной металлургии
Виды предприятий
Горные предприятия, добывающие ру-
ду подземным способом без обогаще-
ния
То же, с обогащением
Шахты, рудники
Горные эксплуатационные
участки (подземные работы)
Участки подготовительных работ
Шахты, рудники золотодобывающей,
редкометальной промышленности
Группа по оплате Годовая добыча горной массы, тыс м*
I Свыше 500
II 200-250
III 100-200
IV 50-100
I Свыше 250
1 [ 100-250
111 50—100
IV 30-50
I Свыше 160
11 100—160
III 60-100
IV 40—60
1 Свыше 50
[ 1 35-50
III 15-35
I Свыше 30
J f 20-30
III 10-20
1 Свыше 100
11 60-100
Ill 40-60
IV 30-40
§ 18. Формы и системы заработной платы труда рабочих
В промышленности применяются повременная и сдельная формы заработной
платы.
Эти формы подразделяются па системы заработной платы.
Сдельная форма оплаты труда включает прямую сдельную, сдельно-пре-
миальную, сдельно-прогрессивную, аккордную и косвенную системы, а повремен-
ная — простую повременную и повременно-премиальную.
По способам начисления заработной платы формы заработной платы подраз-
деляются на индивидуальные и коллективные системы оплаты труда.
Сдельная форма оплаты труда основана на количественных показателях
работы, точно определяющих результаты труда рабочих.
Необходимым условием применения сдельной формы является правильное
'аучное нормирование труда. Технически обоснованная норма выработки (вре-
мени) рабочего служит для расчета за изготовление единицы продукции или вы-
полнение отдельной операции но сдельной расценке.
Расценка может быть установлена на каждую единицу изготовленной про-
дукции (операцию) или иа весь объем работ, взятый в целом (аккордно)
Расценка может быть неизменная (прямая) или переменная, прогрессивно
В03Растающая в зависимости от степени перевыполнения норм выработки.
В том случае, когда применяются нормы выработки, расцепка
<1W
Тди — дневная тарифная ставка соответствующего разряда работы; 7/в—
Ч0Рма выработки на смену.
31
За период времени 1К тарифный заработок рабочего
Зт = РЛи1к (I 6)
Отношение разности фактического Зф и тарифною заработка к тарифному эа.
работку определяет фактический прирабоюк рабочего, %
Коллективная сдельная система оплаты труда применяется, как правило, на
тех участках работ, где по условиям организации производства и ведения техноло-
гического процесса необходимы одновременные совместные действия группы рабо-
чих и не представляется возможности определить результаты труда каждого ра-
бочего в отдельности. 3ia система является основной при работе комплексных
бригад на очистных и проходческих работах. Опа материально заинтересовывает
всех рабочих в конечных результатах производства, развивает чувство коллекти-
визма в работе, способствует развитию взаимозаменяемости и взаимопомощи
в работе, стимулирует рабочих к совмещению профессий.
Выбор показателя коллективной сдельной оплаты труда должен соответство-
вать условиям данного производства, быть простым и легко поддаваться учету.
Постановлением Центрального Комитету КПСС и Совета Министров ССОР
«Об улучшении планирования и усилении воздействия хозяйственного механизма
на повышение эффективности производства и качества работы» от 12 июля 1979 г.
№ 695 предоставлено право коллективам (советам) производственных бригад
в пределах установленных им нормативов и средств определять размеры премий
и заработка', выплачиваемых за результаты работы всего коллектива бригады,
с учетом реального вклада каждого члена бригады в общие результаты работы;
представлять членов бригады к установлению надбавок и доплат за профессио-
нальное мастерство и совмещение профессий.
Расчет комплексной расцепки зависит от того, в каких единицах измерении
выражены производственные пооперационные работы, включаемые в комплекс
задания бригады Общую комплексную расценку определяют путем суммирования
сдельных расценок, исчисленных по операционным работам.
Сдельно премиальная система оплаты труда заключается в том, что рабочим-
сделыцикам сверх сдельного заработка по прямым сдельным расценкам выплачи-
вают премию за выполнение и перевыполнение установленных конкретных коли-
чественных показателей работы. В зависимости от особенностей производства и
характера выполняемых работ устанавливают различные показатели преми-
рования.
Показатели и условия, размеры и порядок выплаты премий рабочим-сдельщи-
кам устанавливают руководители предприятий и организаций в соответствии
с действующими типовыми положениями о премировании, установленными для
различных отраслей и видов производств.
Косвенная сдельная оплата труда отдельных рабочих или группы рабочих
(бригады) производится по результатам работы обслуживаемых ими рабочих-
сдельщиков или производственных участков
Эта система применяется в основном для оплаты вспомогательных рабочих
(дежурных слесарей, электриков и т п ).
Аккордная система оплаты труда является одноп из разновидностей сдель-
ной оплаты труда. Сущность этой системы заключается в том, что норму выработки
и сдельную расценку для бригады и отдельных рабочих устанавливают на весь
заранее определенный объем работы без разбивки на отдельные виды работ и опе-
рации. В аккордном наряде заранее определяют и срок выполнения установлен-
ного объема работы.
Аккордную оплату вводят для усиления материальной заинтересованности
рабочих в повышении производительности труда и сокращения срока выполнений
работ.
Для определения общей суммы заработной платы бригады, работающей по
аккордной системе оплаты труда, предварительно составляют калькуляцию на
весь объем аккордных работ на основе действующих па предприятии норм выра-
ботки (времени) и расценок.
32
За сокращение срока выполнения аккордного наряда при хорошем качестве
вводится премирование.
Повременную форму оплаты труда широко применяют в условиях строго
регламентированных технологических процессов, высокомеханизированных и
автоматизированных производств, иа работах но текущему ремонту.
При введении повременной формы оплаты труда должны соблюдаться следую-
щие условия ее применения, обеспечивающие строжайшее соблюдение принципа
распределения но труду.
1. Строгий контроль и учет фактически отработанного времени рабочими-
повременщиками.
2. Правильная тарификация рабочих-повременщиков в соответствии с их
квалификацией и разрядом выполняемых ими работ.
3. Разработка и правильное применение обоснованных норм обслуживания,
нормативов численности рабочих-повременщиков.
4. Разработка и правильное применение обоснованных норм выработки и
нормированных заданий.
При. простой повременной системе оплаты труда заработок рабочего опреде-
ляют в зависимости от тарифной ставки, соответствующей его квалификации, и
количества отработанного времени. Эта система по способу начисления заработ-
ной платы имеет три разновидности, почасовую, поденную и помесячную.
При повременно-премиальной системе повременную оплату труда дополняют
премированием за достижение определенных количественных и качественных по-
казателей.
В горной промышленности повременная форма оплаты труда распростра-
няется в основном иа рабочих подъема, обслуживания подземных подстанций,
водоотлива и т. п.
§ 19. Производительность труда
Па уровень производительности труда в горнорудной промышленности
определяющее влияние оказывают такие факторы, как механизация трудоемких
и тяжелых работ, уровень организации труда н производства, организация работ
по графикам цикличности, повышение квалификации рабочих и правильная оп-
лата их труда, развитие социалистического соревнования за выполнение коллек-
тивных планов бригад, участков, шахт, рудников, борьба за культуру производ-
ства. Производительность труда измеряется количеством продукции, произведен-
ной работником в единицу времени.
На предприятиях, изготовляющих однотипные изделия, выпуск продукции
измеряют в натуральных единицах, а выработка одного рабочего определяется
в тысячах штук кирпича, тоннах угля, кубометрах горной массы и т. д.
Общепринятым для народного хозяйства страны и отдельных самостоятель-
ных предприятий показателем производительности труда является денежный
измеритель — выпуск валовой продукции па одного трудящегося промышленно-
производственного персонала в месяц, год.
Показатель производительности труда горнорудных предприятий в денежном
выражении зависит как от уровня производительности труда в натуральных пока-
зателях, так и от природных условий — прежде всего содержания металлов в до-
бываемых рудах, поэтому ие всегда позволяет объективно оценить заслуги кол-
лектива.
В горнорудной промышленности различают производительность труда за-
бойного рабочего, подземного рабочего и рабочего по руднику (шахте). Последний
показатель является наиболее обобщающим и дает полную характеристику уровня
организации производства н труда.
Устанавливаемая в плане среднесписочная численность рабочих отличается
явочной численности, так как часть рабочих должна находиться в отпуске, вы-
полнять государственные или общественные обязанности, может болеть.
Отношение списочного состава к явочному составу называется коэффициентом
списочного состава.
Помимо факторов, указанных выше, величина этого коэффициента зависит от
режима работы шахты. При непрерывном режиме работы этот коэффициент зна-
чительно возрастает.
2 П/р В. А. Гвебеиюка к лп. 33
ГЛАВА 6
КОНСЕРВАЦИЯ И ЛИКВИДАЦИЯ
ГОРНОДОБЫВАЮЩЕГО ПРЕДПРИЯТИЯ
Консервацией (полной или частичной) горнодобывающего предприятия на-
зывается временная остановка горных и других связанных с ними работ с обя-
зательным сохранением возможности приведения основных горных выработок и
сооружений в состояние, пригодное для их эксплуатации или использования для
других нужд народного хозяйства
Консервация называется сухой, когда имеющиеся водоотливные средства
остаются в действии, обеспечивается водоотлив из юрпых выработок и их поддер-
жание совместно с сооружениями в состоянии, пригодном для их эксплуатации;
при мокрой консервации работа водоотлива прекращается, а выработки затоп-
ляются.
Предусмотренное проектом (планом) горнодобывающего предприятия сезон-
ное прекращение горных работ консервацией ие считается
Ликвидацией горнодобывающего предприятия называется окончательное
прекращение горных и других связанных с ними работ предприятия Ликвидация,
как правило, производится только после полной отработки или списания балансо-
вых запасов месторождения и при отсутствии перспектив их прироста.
Для получения разрешения на полную или частичную консервацию или
ликвидацию горнодобывающего предприятии руководство этого предприятия
направляет своей вышестоящей организации (шахто-, рудоуправлению, тресту,
комбинату, исполкому Совета народных депутатов и т. д ) письменное заявление,
содержащее обоснование намечаемой консервации или ликвидации предприятия.
Одновременно с возбуждением вопроса о необходимости консервации или
ликвидации горнодобывающего предприятия руководство этого предприятия обя-
зано письменно уведомить об этом управление округа Госгортехнадзора (Госгор-
технадзор союзной республики), а также смежные горные предприятия и другие
заинтересованные организации и предприятия.
Вместе с заявлением направляются в двух экземплярах следующие графиче-
ские и текстовые материалы
а) копии основной горпографической документации (вертикальных проекций,
разрезов), топографических планов земной поверхности, погоризонтных планов
горнодобывающего предприятия, а также геологическую карту месторождения
полезного ископаемого
Указанная документация должна быть составлена и оформлена в соответствии
с требованиями «Инструкции по производству геологических и маркшейдерских
работ», полностью отражать состояние запасов и разведанности месторождения
полезных ископаемых, состояние горных выработок, рельеф и фггуацию земной
поверхности,
б) справки.
о б остатках балансовых и забалансовых запасов полезных ископаемых, в том
числе промышленных, с разделением на вскрытые, подготовленные и готовые
к выемке;
о запасах полезных ископаемых в предохранительных и другого вида целиках
с указанием состояния этих запасов;
о наличии хвостохраиилищ и отвалов горной массы, их объеме и содержании
в них полезных компонентов, которые могут быть использованы в народном хозяй-
стве;
о состоянии надшахтных зданий, сооружений и водоотливных установок;
о наличии подземных пустот и состоянии горных выработок, подлежащих
консервации,
в ) пояснительная записка за подписью главного инженера предприятия
с описанием и обоснованием намеченных мероприятий:
п о сохранению горнодобывающею предприятия на время его консервации
(машин, оборудования, сооружений, горных выработок и др.);
по обеспечению безопасности работ при ликвидации и консервации предприя-
тия (участка), а также при обслуживании объектов консервируемого предприятия
34
смежных с ним горных и других предприятий, иа которые распространяется
влияние консервации или ликвидации данного предприятия;
** п0 осуществлению рекультивации земель иа территории ликвидируемого
горного предприятия;
г) копни извещений (уведомлении), направленных соответствующим органам
Госгортехнадзора СССР, территориальному геологическому управлению, смеж-
ным предприятиям и другим заинтересованным организациям о намечаемой кон-
сервации или ликвидации горнодобывающего предприятия, а также копии возра-
жений или претензий, полученных от заинтересованных организаций.
Копии основной термографической документации, указанной в пункте «а»,
а также справки о запасах полезных ископаемых и состоянии горных выработок,
указанные в пункте «б», должны быть подписаны главным инженером, главным
маркшейдером и главным геологом горнодобывающего предприятия Справка
о состоянии надшахтных сооружений должна быть подписана главным инженером
(зам- начальника) и главным механиком предприятия.
Шахто-, рудоуправление, трест, комбинат, объединение, получив от предприя-
тия заявление и приложенные к нему материалы, направляет в одном экземпляре
эти документы на заключение управлению округа Госгортехнадзора (Госгортех-
надзору союзной республики). После получения заключения заявление совместно
с ходатайством о консервации или ликвидации горного предприятия (участка) и
материалами направляется министерству или ведомству для принятия решения.
Консервация или ликвидация горнодобывающего предприятия производятся
в соответствии с инструкцией «О порядке консервации и ликвидации горнодобы-
вающих предприятий (в части обеспечения безопасности и полноты выемки полез-
ных ископаемых)», утвержденной Госгортехнадзором СССР 30 августа 1968 г.
2*
РАЗДЕЛ II
ПОВЕРХНОСТЬ РУДНОЙ ШАХТЫ
ГЛАВА 1
ПРОМЫШЛЕННАЯ ПЛОЩАДКА РУДНИКА
§ 20. Основные принципы построения генерального плана
Генеральный план промышленной площадки — план земной поверхности
в пределах земельного отвода, на которой произведена инженерная подготовка
территории, планировка и благоустройство, и комплексно размещены здания,
сооружения, транспортные коммуникации, сети водопровода, канализации, теп-
лоснабжения и др.
На генеральный плац наносятся основные и вспомогательные здания и соору-
жения, границы шахтного поля, контуры охранных целиков, а также площадь
проекции горною отвода, подлежащая оформлению в органах Госгортех-
надзора.
К генеральному плану прикладывается ситуационный план размещения
предприятия с нанесенными на нем внешними коммуникациями и сетями, сели-
тебной территорией и потребной площади земли.
Поверхность рудника состоит из главного, воздухоподающего, вентиляцион-
ного и вспомогательного стволов, погрузочно-складского, породного, ремонтного,
складов материалов, леса, устройств подсобного назначения.
Промышленная территория рудника подразделяется на зоны: основного про-
изводства, транспортно-складскую, вспомогательных производств, администра-
тивно-общественную.
Энергетические объекты располагают как можно ближе к основным потреби-
телям энергии, а складские — с учетом эффективного использования подъездных
путей. Для дальнейшего расширения предприятия резервируются свободные
участки.
Расположение зданий и сооружений иа площадке должно обеспечивать наи-
более благоприятные условия для естественного освещения, аэрации, вентиляции,
борьбы со снежными заносами. Площадки отдельных цехов должны ориентиро-
ваться таким образом, чтобы господствующие ветры были направлены вдоль или
под острым углом к продольным осям зданий.
Генеральный план характеризуется общей площадью территории; площадью
застройки; протяженностью транспортных коммуникаций; площадью озеленения;
коэффициентом застройки; коэффициентом использования территории и другими
показателями.
Общая площадь территории рудника определяется как сумма площадей тер-
ритории в ограде и площадей участков, занятых объектами за территорией руд-
ника, ио относящихся к данному предприятию.
Коэффициент использования территории определяется как отношение общей
площади территории к площади территории предприятия в ограде.
Существуют блокированная и рассредоточенная системы застройки. Наиболее
экономичным решением генерального плана является блокировка сооружений
в одном или нескольких крупных зданиях. При этом значительно сокращается
территория промышленной площадки, протяженность инженерных сетей, пери-
метр наружных стен, создаются благоприятные условия для строительно-мон-
тажных работ (требуется меньшее число строительных механизмов), улучшается
транспортное обслуживание рудника.
Все здания и сооружения горнорудного предприятия по целесообразности их
блокирования можно разделить па три основные группы: I — копры, надшахтные
здания, откаточные галереи, дробнлыю-сортировочные установки, калориферные
36
и другие здания, связанные со стволом
шахты; II —здания подъемных машин,
электрических установок, электропод-
станций, компрессорных, ремонтных
мастерских, складских помещений, га-
ражи, депо электровозов, пожарные
посты, аккумуляторные, химические
лаборатории; III — админнстративпо-
бытовые помещения.
На размеры территории и плот-
ность ее застройки существенное
влияние оказывают противопожарные
и санитарные разрывы между зда-
ниями и сооружениями. Наименьшее
расстояние между ними принима-
ется в зависимости от их огнестой-
кости в соответствии с требованиями
СНиП.
Дробильно-сортировочные ком-
плексы могут располагаться в под-
земных выработках, на поверхности
шахт или около потребителей.
На расположение дробильно-сор-
тировочного или обогатительного ком-
плексов влияют: стоимость перевозки
(возрастает с увеличением расстояния
перевозимого материала); обеспечен-
ность рудника водой; размещение
хвостов; рельеф местности.
Наиболее рациональный вариант
расположения комплекса иа террито-
рии рудника — соединение надшахт-
ного здания с фабрикой и разгруз-
кой руды из скипов или вагонеток
в бункер фабрики. Местоположение
комплекса принимается в результате технико-экономического сравнения воз-
можных вариантов размещений зданий и сооружений (рис. 11.1, II 2, II.3).
37
Рис. II.3. Схема поверхности рудника:
1 — башенный копер, 2 — бункера руды; 3 — аварийный склад руды; 4 — ремонтная
электромеханическая мастерская, S — калориферная; 6 — главная вентиляционная ус-
тановка, 7 — подземный переход, в — подстанция; S — административно-бытовой ком-
бинат, /0 — материальный склад; Н — котельная
§ 21. Транспортные коммуникации
Для перевозки руды и промышленных грузов применяют железнодорожный,
автомобильный, пневматический, гидравлический, конвейерный и другие виды
транспорта Вид транспорта определяется сравнением вариантов по минимуму
приведенных затрат.
Железнодорожный транспорт применяется для перевозки руды и доставки
поступающих на промышленную площадку материалов при грузообороте не менее
10 вагонов в сутки. Для этого устраивают промышленные железнодорожные
станции (табл. II 1), связанные с ближайшей станцией МПС подъездными путями.
Подъездные пути делятся на тупиковые, сквозные, кольцевые и сложные.
Промышленные железные дороги с шириной колеи 1524 и 750 мм строят с учетом
габаритов строений соответственно по ГОСТ 9238—73 и ГОСТ 9720—76.
Все маневровые операции на станции выполняются локомотивной тягой или
лебедками.
Для перевозки руды в основном применяют открытые большегрузные вагоны.
Автомобильный транспорт применяется для внешних и виутриплощадочных
перевозок В соответствии с местными условиями автомобильные перевозки могут
Таблица III
Промышленные железнодорожные станции
Максимальный внешний годовой грузооборот пред- приятия, тыс. т Площадь станции (га) при масса грузооборота в месте примыкания, т
5000 | 3500 2500 | 1500 1000
200 2 2 1
500 — — 3 2 1
1000 6 4 ’ 2
3000 15 12 10 8 6
5000 25 15 12 10 8
Более 5000 30 25 20 15 12
38
Таблица П.2
Техническая характеристика автомобильных дорог
Показатели Категория автодорог
подъездных | | внутризаводских
1 П 1,1 1 | I ( II III
Наименьшая рас- четная скорость движения автомо- билей, км/ч 60-80 40-60 30 -40 40 30 20
Ширина одной по- лосы при движении одиночных авто- мобилей и автопо- ездов, м Наименьшие ра- диусы кривых в плане (м): 3,5-4,25 3 -4,25 2,75-4 3-4,25 3-4,25 2,75-4
при движении автомобилей и автопоездов в нормальных ус- ловиях 125-250 60-125 50-60
то же, в особо трудных гор- ных условиях 60 20-40 20-40 —
при движении автомобилей, автопоездов и автопогрузчиков на автомобиль- ном ходу 60 30-50 20-40
при движении автокар и авто- погрузчиков Наименьшие ра- диусы вертикаль- ных кривых (м): 5
выпуклых 4000 2000 1000 1000 500 250
вогнутых 1000 500 200 '200 150 100
быть рентабельными иа расстояние до .400 км при общем годовом грузообороте
предприятия до 300 тыс. т.
Для межцеховых и внутрицеховых перевозок используют автопогрузчики,
электрокары и другие средства
Подъездные автомобильные дороги строят минимальной протяженностью,
исключая пересечения с жилыми районами населенных мест. В зависимости от
грузооборота автомобильные дороги (табл. 11.2) делятся иа три категории. До-
роги I категории обеспечивают годовой грузооборот 1,2 млн. т (брутто); 11 кате-
гории — 0,3—1,2 млн. т; III категории — меиее 0,3 млн. т.
При тупиковой системе дорог необходимы петлевые объезды или площадки
Для разворота размером ие менее 12Х 12 м Ширина магистральных проездов при-
нимается 3 или б м, а проездов изданиям — 4 м. Во всех случаях ширина проезжей
части дорог с двусторонним движением должна быть не менее 6 м
39
Минимально допустимые расстояния по горизонтам в свету (м) между
Сооружения и инженерные сети ll It ?i У h| gfs h ca- ls И *=а 3ii 3 Ж il Ос Автодороги Фупда воздуш элект
h rti hl '° = S |1| <S
Обрез фундаментов зданий и со- оружений - - - - - - -
Опоры наружного освещения контактной сети связи —
Оси пути железных дорог ближ- ней колеи 1524 мм — — - — 3,75 -
Оси трамвайных путей Автодороги: — — — — — — —
• наружная грань бордюрного камня —
наружная бровка кювета или подошва насыпи — —
Фундаменты опор воздушных линий электропередачи до 1 кВт
То же, 1—35 кВт
> свыше 35 кВт — — — — — — —
Водопровод и напорная кана- лизация 5 1,5 4 2,75 2 1
Самотечная канализация 3 3 4 2,75 1,5 1 1
Дренажи # Газопроводы при £>усл< <300 мм: 3 1 4 2,75 1,5 I
низкого давления до 5 кПа 2 1 3.75 2,75 1,5 1 1
среднего давления до 0,3 МПа высокого давления 0,3— 0,6 МПа 4 7 1 4,75 7,75 2,75 3,75 1,5 2,5 1 2
высокого давления 0,6— 1.2 МПа 10 10,75 3,75 2.5 1 0,5
Кабели силовые до 35 кВт 0,6 0,5 3,25 2,75 1,5 I
Кабели связи 0.6 0,5 3,25 2,75 1,5 1
Теплопроводы (до наружной стенки канала) 2 1,5 4 2,75 1,5 1 1
* Dvcn — условный диаметр.
•• По нормам, утвержденным Министерством связи.
40
Таблица 11.3
сооружениями и осями инженерных сетей
менты опор
ных ЛИНИИ
роиередачи
Газопроводы
£
5'
31
н
5
ii!
§ Is
10
0,6
0.6
0.5
0,5
3,75
4.75
7,75
10,75
3,25
3,25
2,75
(0 200)
2,75
2.75
2,75
10
2,75
3,75
3,75
2,75
2,75
2,75
10
2,5
2,5
0,5
(0 200)
0,4
0,4
0,4
1,5
10
1.5
10
10
0,5
0,5
0,5
10
10
10
10
10
0,5
0.5
0,5
0.5
0,5
0,5
0,4
0,5
0.5
0.5
0,4
0,5
0,5
0,5
0,4
0,5
0,5
0,5
0,4
0,5
0,5
0,5
0,5
0.5
По нор-
мам Ми-
нистер-
ства
связи
То же
0,5
0,5
0,5
2
41
Минимально допустимое приближение автомобильных дорог к зданиям и
сооружениям (м) не должно превышать-
От края проезжей части автомобильной дороги до наружной стены здания
при отсутствии въезда в здание длиной до 20 м..................... 1,5
то же, длиной более 20 м ....................................... 3
при наличии въезда в здание электрокаров и двуосных автомобилей 8
при наличии въезда в здание трехосных автомобилей ................. 12
От края проезжей части автомобильной дороги до оси параллельно рас-
положенных железнодорожных путей
с колеей 1524 мм .................................................3,75
с колеей 750 мм................................................. 3
до платформы (рампы) стоянки автомобилей под погрузкой н разгрузкой 3
до ограждения территории предприятия........................... 1,5
до ограждения охраняемой части территории предприятия............. 5
до конструкции опор, эстакад, осветительных столбов, мачт и других
сооружений ......................................................... I
Взаимное пересечение автомобильных дорог может быть под прямым и острым
углами.
Пневматический транспорт применяется для перемещения сухих материалов
в капсулах (контейнерах). Достоинство этого вида транспорта — высокая степень
автоматизации Трубопроводы пневматического транспорта.могут прокладываться
на поверхности земли или под землей.
§ 22. Инженерные сети
Инженерные сети горнорудного предприятия делят па сети общего назначе-
ния (водопроводные, канализационные, теплофикационные, дренажные), электро-
сети всех видов и производственные (технологические). Они могут быть подзем-
ными, наземными и надземными. Инженерные сети целесообразно совмещать и про-
кладывать с наименьшим числом поворотов и изгибов Не разрешается совместная
прокладка в одном тоннеле или коллекторе: газопровода с силовыми кабелями;
теплопровода с трубами легковоспламеняющихся жидкостей; трубопровода легко-
воспламеняющихся и горючих жидкостей с элекгрокабелем; трубопроводов с го-
рючими или ядовитыми жидкостями и кислородопроводами. Расположение комму-
никаций не должно нарушать прочность и устойчивость рядом стоящих зданий и
сооружений. Допускается размещение подземных сетей в траншеях, каналах или
тоннелях. Газопроводные сети прокладывать в тоннелях запрещается.
От подземных сетей до производственных зданий и сооружений необходимо
соблюдать определенные расстояния (табл. 11.3).
Для трубопроводов диаметром 125, 150—600, 600—1400 и более 1400 мм рас-
стояние между колодцами не должно.превышать соответственно 40, 50, 75 и 150 м.
Водопроводные линии для противопожарных нужд должны иметь пожарные ги-
дранты, расположенные на расстоянии ие более 100 м друг от друга.
Надземные сети разрешается прокладывать для всех коммуникационных се-
тей, кроме противопожарного водопровода, канализационных линий хозяйст-
венно-бытовых и ливневых стоков.
§ 23. Инженерная подготовка территории
Инженерная подготовка территории включает: вертикальную планировку,
отвод поверхностных вод, защиту площадки от'затоплеиия паводковыми водами,
защиту территории от селевых потоков, борьбу с эрозией почвы, оврагообразова-
пием и др.
Вертикальная планировка производится с целью создания площадок и укло-
нов, приемлемых для зданий и сооружений, внутризаводского транспорта, для
42
отвода атмосферных осадков с территории площадки, определения объемов земля-
ных работ на территории строительства. Различают три вида вертикальной пла-
нировки. сплошную, выборочную (местную) и смешанную.
Выбор вида вертикальной планировки зависит от типа зданий, площади за-
стройки и т. и. Планировка территории должна обеспечивать сток атмосферных
осадков с отдельных участков территории в водоемы н водостоки При устройстве
открытых водостоков (водоотводные канавы, дорожные канавы, лотки) откосы при-
нимают в пределах от I : 1 до 1 . 1,5 в зависимости от грунтов и способа их укреп-
ления. Система открытых водостоков является наиболее дешевой, по склонна
к заиливанию,что приводит к уменьшению пропускной способности. При большой
глубине канав следует устраивать закрытые водостоки, состоящие из поверхност-
ных водоотводных лотков, дождеприемиых колодцев, смотровых колодцев, водо-
сборных коллекторов и насосных станций.
Для защиты площадки, а также зданий и сооружений от грунтовых вод уст-
раивают дренажи, водостоки, гидронзолпруют строительные конструкции.
§ 24. Благоустройство и озеленение
В работы по благоустройству территории входят создание надежных дорож-
ных покрытий и тротуаров, озеленение территории, устройство площадок для от-
дыха и занятий спортом, решение архитектурно-художественных задач и ряд дру-
гих мероприятий, улучшающих внешний и внутренний облик всего предприятия.
Зеленые насаждения защищают атмосферу от загрязнения производствен-
ными отходами, препятствуют распространению шума.
Почвенный покров территории следует засевать травами.
На территории рудника озеленяются внутриплощадочиые магистральные
проезды; участки, свободные от застройки; участки у столовых, бытовых помеще-
ний, медпунктов, рудоуправлений, лабораторий
Малые архитектурные формы дополняют и обогащают архитектурный ан-
самбль рудника.
Тротуары иа территории рудника следует размещать.
вплотную к зданиям при организации внутреннего отвода воды с кровли;
ие ближе 1,5; 2; 3,75 м соответственно от здания при неорганизованном от-
воде воды с кровли, бортового камня проезжей части автодороги, от оси ближай-
шего железнодорожного пути нормальной колеи. Ширину тротуара следует при-
нимать кратной 0,75 м. Число полос устанавливается из расчета 750 человек иа
одну полосу движения. Минимальная ширина тротуара должна быть не менее
1,5 м.
При примыкании к проезжей части тротуар должен быть па уровне верха
бортового камня, по не менее чем на 15 см выше проезжей части.
ГЛАВА 2
ОСНОВНЫЕ ЗДАНИЯ И СООРУЖЕНИЯ
К основным зданиям и сооружениям на поверхности рудника относятся такие,
которые непосредственно связаны с технологией добычи и выдачи руды.
§ 25. Объемно-планировочные и конструктивные решения
зданий и сооружений
Объемно планировочные решения зданий и сооружений поверхности шахт
должны удовлетворять требованиям и возможности изменения технологического
процесса с заменой и перестановкой оборудования Все здания по этажности под-
разделяются на одноэтажные, многоэтажные и комбинированные. В плане здания
могут быть любой формы. Наибольшее распространение получили здания, имею-
щие прямоугольную форму. Для перемещения готовой продукции и материалов,
43
Таблица II .4
Унифицированные параметры одноэтажных производственных зданий
без кранового оборудования или с подвесными кранами
Высота от пола до оголовка ко- лонны. м Пролет, м Шаг колонн, м
крайних средних
3,6 4,2 12 6; 12 6; 12
4,8 12; 18
5,4 6,0 12; 18; 24
7,2 8,4 9,6 18; 24 12
10,8 12,6 18; 24; 30
14,4 16,2 18,0 24; 30; 36
Таблица II .5
Унифицированные параметры одноэтажных производственных зданий,
оборудованных мостовыми опорными электрическими кранами
Высота, м Грузо- подъемность Пролет, м Шаг колонн, м
от пола до оголовка колонны от пола до оголовка кранового крайних средних
8,4 6,15 10 18; 24 6; 12 6; 12
9,6 10,8 6,95 8,15 10; 20
12,6 14,6 9,65 11,45 10, 20; 30 18; 24; 30
16,2 18,0 12,65 14,45 30; 50 24; 30
Таблица 11 6
Унифицированные параметры одноэтажных однопролетных зданий,
оборудованных ручными балочными опорными кранами с шагом колони 6 м
Г руэоподъемность Пролет, м Высота от пола до оголовка колонны, м
3; 2; 5; 8 9; 12 6; 6,6; 7,2; 7,8, 8,4
5; 8 18
12,5; 20 12; 18 7,2; 7.8; 8,4, 9,0, 9,6
44
Таблица II.7
Применение унифицированных сборных железобетонных колонн
для пролетов, оборудованных кранами
Тип колони Высота, м Груэо- подъем- Проле- Шаг колонн, м
от пола до ого- колонны от пола до го- ловки крайних средних
Сплошные Сквозные 8,4 6,15 10 18, 24 6; 12 6; 12 12
9,6 10,8 6,95 8,15 10; 20
10,8 8,15 18; 24; 30
12,6 14,4 *9,65 11,45 10; 20; 30
16,2 18,0 12,65 14,45 30; 50 24; 30
а также для монтажа оборудования применяют безрельсовое н рельсовое наполь-
ное, подвижное подвесное и опорное подъемно-транспортное оборудование.
Параметры одноэтажных зданий унифицированы (табл. 11.4, 11.5, II.6, II.7).
По санитарно-гигиеническим требованиям минимально допустимая высота
производственных помещений составляет 3 м, расстояние от пола до низа высту-
пающих конструкций перекрытия 2,2 м, до низа выступающих частей коммуника-
ций и оборудования в местах регулярного и нерегулярного прохода людей соответ-
ственно 2 и 1,8 м.
Конструкции зданий и сооружений выполняются, как правило, в сборном
железобетоне. Наиболее распространенным типом здания в горнорудной промыш-
ленности является каркасный. Каркас состоит из колонн, устанавливаемых иа
фундаменты, и несущих балок покрытия.
Фундаменты под колонны. Наиболее распространены столбча-
тые фундаменты для каждой колонны каркаса. Отдельный фундамент состоит из
подколонника со стаканом для установки колонны, опорной фундаментной плиты
и бетонного столбика для установки фундаментных балок.
Ленточные фундаменты применяют в слабых или просадочных грунтах, вы-
полняют из сборного или монолитного железобетона.
Свайные фундаменты применяют в случаях залегания у поверхности земли
слабых слоев грунта. Отдельные сваи связываются между собой железобетонной
лентой, которая распределяет нагрузки от здания на сван Но способу погруже-
ния в грунт сваи делятся иа забивные, завинчивающиеся и набивные.
Фундаментные балки служат несущей опорой стенового ограж-
дения здания.
Унифицированные сборные железобетонные колонны (см. табл. II.7)
могут быть прямоугольного или квадратного сечения для бескрановых зданий,
прямоугольного сечения для зданий, оборудованных кранами грузоподъемностью
10—20 т, и двухветвевыми.
Балки и фермы. При шаге колонн 6 м для пролетов от 6 до 9 м приме-
няют железобетонные балки, односкатные пролетом 6 и 9 м и двускатные проло-
гом 12 и 18 м. Двускатные балки предварительно напряжены.
45
Железобетонные фермы предназначены для покрытий зданий
пролетом 18, 24 и 30 м. Крепление балок и ферм к колоннам осуществляется ан-
керными болтами.
Железобетонное покрытие промышленных зданий выпол-
няется в виде крупнопанельных железобетонных, легкобетоиных и комплексных
плит размером 3X6; Зх 12 и 1,5Х 12 м. Крепление плит покрытия к балкам и фер-
мам осуществляется сваркой закладных элементов.
Стены и перегородки. Стеновые панели ограждающих конструк-
ций зданий изготавливают из железобетона, легких и ячеистых бетонов — одно-
слойных, двухслойных и трехслойных. Длина панелей — 6 и 12 м, высота — 1,2
и 1,8 м.
Стеновые панели из металла применяют в труднодоступных и северных райо-
нах. Для неотапливаемых зданий применяют железобетонные ребристые панели
либо асбоцементные листы, которые навешиваются на ригели стенового фахверка.
Стены из кирпича обычно выкладывают для здании объемом не более 5000 м3.
Перегородки бывают выгораживающими и разделительными.
Выгораживающие сборно-разборные перегородки высотой 2—3 м изготавли-
вают из металлических щнтов Разделительные перегородки выполняются иа всю
высоту помещения, как правило, из железобетонных или легкобетонных панелей
длиной 6 м, высотой 1,2 и 1,8 м.
Перегородки из кирпича применяют при Долыиом числе технологических
проемов.
Окна и фонари. Окна состоят из переплетов и остекления.
Переплеты могут быть стальные, деревянные и алюминиевые.
Стальные переплеты применяют в зданиях с нормальным и повышенным тем-
иературио-влажностным режимом, деревянные — в зданиях с нормальным режи-
мом. Заполнение окопных переплетов стеклом может быть одинарным или
двойным
Фонари бывают световые, аэрационные и светоаэрациопные.
Каркас и переплеты фонарей выполняют из металла.
Заполнителем переплетов фонарей могут быть стекло, асбестоцементные ли-
сты, стальной профилированный настил.
Ворота бывают по конструкции — распашные, раздвижные и подъем-
ные; по материалу — деревянные, стальные и деревометаллические
Двери ио конструкции делятся па наружные и внутренние, по способу
открывания — распашные и откатные, по материалам — деревянные, металли-
ческие н стеклянные
Лестницы делятся па входные и второстепенные, служебные и пожар-
ные; изготовляются из сборного железобетона или металла.
Полы состоят из покрытия, прослойки, стяжки, гидроизоляции, подсти-
лающею слоя и теплоизоляции.
В одноэтажных зданиях их настилают непосредственно по грунту, в много-
этажных — по плитам перекрытия
§ 26. Противопожарные требования к зданиям и сооружениям
Пожарная безопасность зданий и сооружений иа поверхности шахты обеспе-
чивается в соответствии с СНиП II—М.2—72, категорнйпостью производства по
пожарной, взрывопожарной и взрывной опасности (табл. II 8), возгораемостью и
огнестойкостью основных строительных конструкций (табл. II 9).
Категория по пожарной взрывопожарной и взрывной опасности определяется
по нормам технологического проектирования или по специальным перечням про-
изводств, составленным н утвержденным соответствующими министерствами.
В случае возникновения пожаров из зданий и сооружений должна быть обес-
печена безопасная эвакуация людей. Эвакуационными считаются выходы.
из помещений любого этажа, кроме первого, в коридор или проход, ведущие
к лестничной клетке илн в лестничную клетку, имеющую выход непосредственно
наружу или через вестибюль, отделенный от коридоров перегородками с дверями;
из помещений первого этажа наружу непосредственно или через коридор,
вестибюль, лестничную клетку,
46
Таблица 11.8
Категории производства по взрывной, взрывопожарной
и пожарной опасности
Производство Кате- гория водства Характеристика обращающихся в производстве веществ
Взрыво-пожа- роопасное Горючие газы, иижннй предел взрываемости которых 10 % и менее к объему воздуха; жидкости с темпера- турой вспышки паров до 28 °C включительно при условии, что указанные газы и жидкости могут об- разовать взрывоопасные смеси в объеме, превышаю- щем 5 % объема помещения; вещества, способные взрываться и гореть при взаимодействии с водой, кислородом воздуха или друг с другом
Взрывопожа- роопасное Б Горючие газы, нижний предел взрываемости кото- рых более 10 % к объему воздуха; жидкости с тем- пературой вспышки паров от 28 до 61 °C включи- тельно; жидкости, нагретые в условиях производства до температуры вспышки н выше; горючие пыли или волокна, ннжнин предел взрываемости которых 65 г/м9 и меисс к объему воздуха, при условии, что указанные газы, жидкости и пыли могут образо- вать взрывоопасные смеси в объеме, превышающем 5 % объема помещения
Пожароопасное В Жидкости с температурой пспышки паров свыше 61’С; горючие пыли или волокна, нижний предел взрываемости которых более 65 г/м9 к объему возду- ха; вещества, способные только гореть прн взаимо- действии с водой, кислородом воздуха нли друг с другом; твердые сгораемые вещества н материалы
Г Несгораемые вещестпа и материалы п горячем, раскаленном или расплавленном состоянии, про- цесс обработки которых сопровождается выделе- нием лучистого тепла, искр н пламени; твердые, жидкие и газообразные вещества, которые сжигают- ся или утилизируются в качестве топлива
Д Несгораемые вещества и материалы в холодном состоянии
Взрывоопасное Е Горючие газы без жидкой фазы н взрывоопасной пыли в таком количестве, что онн могут образо- вать взрывоопасные смеси в объеме, превышающем 5 % объема помещения, и в котором по условиям технологического процесса возможен только взрыв (без последующего горения) прн взаимодействии с водой, кислородом воздуха или друг с другом
47
Таблица 119
Группы возгораемости и минимальные пределы огнестойкости основных строительных конструкций, ч
Степень зданий же НИЙ Основные строительные конструкции
Несущие стены» стены лестничных клеток, колонны Наружные стены нз навесных пане- лей н наружные фахверковые стены Плнты. настнлы н другие несущие конструкции междуэтажных и чердачных пе- рекрытий Плиты, настнлы и другие несущие конструкцнн покрытий Внутренние несу- щие стены (пере- городки) Противопожарные степы (брандмауэры)
I Несгораемые; 2,5 Несгораемые, 0,5 Несгораемые; 1,0 Несгораемые; 0.5 Несгораемые; 0,5 Несгораемые; 2,5
II Несгораемые; 2 Несгораемые; 0,25 Трудпосгорае- мыс; 0,5 Несгораемые; 0,75 Несгораемые; 0,25 Несгораемые; 0,25 Трудносгорае- мые; 0,25 Несгораемые; 2,5
III Несгораемые; 2 Несюраемые; 0,25 Трудносгорае- мые; 0,75 Сгораемые Трудносгорае- мыс; 0,25 Несгораемые; 2,5
IV Трудиосгорае- мые; 0,5 Трудпосгорае- мые; 0,25 Трудносгорае- мые; 0,25 » Трудиосгорае- мые; 0,25 Несгораемые; 2,5
V Сгораемые Сгораемые Сгораемые » Сгораемые Несгораемые; 2,5
Таблица II 10
Максимальное расстояние от наиболее удаленного рабочего места
до ближайшего эвакуационного выхода, м
Категория производства Степень огне- стойкости здания Одноэтажное Многоэтажное здание
в два этажа в три этажа к более
А I и II 50 40 40
Б I И 11 100 75 75 75
В I н II 100 75
III 80 60 60
IV 50 30 —.
V 50 — —
Г I и II Нс о граинчива е тс я
Ill 100 I 60
IV 50 40 । 60
V 50
д I н II Н е ограничивается
III 100 75 75
IV 60 50 —.
V 50 40 —
Е 1 100 80 75
из помещения в соседнее помещение па том же этаже, обеспеченное выходами
в соответствии с требованиями, приведенными выше. Не допускается предусма-
тривать эвакуационные выходы через помещения с производствами категорий А,
Б и Е, через помещения зданий IV и V степеней огнестойкости, а также через во-
рота для железнодорожного подвижного состава.
Расстояния от наиболее удаленного рабочего места до выхода наружу или на
лестничную клетку в производственных зданиях не должны превышать определен-
ной величины (табл. 11.10).
Число эвакуационных выходов из зданий должно быть нс менее двух. Вы-
ходы из помещений, расположенных в подвалах и цокольных этажах, допускается
устраивать через общие лестничные клетки, при условии отсутствия в этих поме-
щениях складов сгораемых материалов.
Лестничные клетки, используемые для эвакуации, должны быть закрытыми и
освещены естественным светом через окна в наружных стенах. Суммарная ширина
лестничных маршей в зависимости от количества людей, находящихся на наиболее
населенном этаже, кроме первого, а также ширина дверей, коридоров нлн прохо-
дов иа путях эвакуации во всех этажах принимается из расчета 0,6 м на 100 чел.
Ширина лестничных площадок должна быть не менее ширины марша.
Наружные пожарные лестницы, предназначенные для эвакуации, должны
иметь угол наклона не более 45° и ширину не менее 0,7 м.
§ 27. Надшахтные копры и здания подъемных машин
Копер — техническое сооружение иад шахтным стволом, предназначенное
Для установки направляющих шкивов, разгрузочных кривых для скипов, уста-
новки щахтных подъемных мащнн с капатовсдущими шкивами, а также для креп-
49
зи
одноподъемкого клетевого ствола;
ления подкулачковых балок, проводников и др Фасадом копри называется вид
в плоскости канатов подъемной машины, а вид в креплении на подъемную ма-
шину — лобовой стороной копра.
Различают копры временные (проходческие) и постоянные, а в зависимости от
числа подъемных установок одно-, двух- или трехподъемные.
По виду конструкционного материала копры могут быть металлическими,
железобетонными, смешанными и деревянными, а по самой конструкции различают
копры станковой, шатровой, полушатровой, смешанной, рамной н башенной
систем.
Копры станковой системы (рис. II 4, л) просты н удобны для монтажа При
большой высоте для сокращения свободной длины укосины в их фасадной пло-
скости устанавливают распорки.
В копрах шатровой системы (рис. II 4, б) станок копра отделен от основной
несущей конструкции. Нагрузки на станок формируются при воздействии сил тя-
жести клетей при посадке на кулачки и конструкции самого станка. Большая
длина раскосов и ригелей фасадных ферм требует значительного расхода металла
Копры полушатровой системы (рис. 11.4, в) отличаются от шатровой тем, что
в их несущую конструкцию внесены изменения, уменьшающие свободную длину
раскосов и ригелей шатра. Эта система более устойчива в работе и менее метал-
лоемка.
Копры смешанной системы представляют собой железобетонный короб (ста-
нок) с металлической укосиной, имеют большую массу, что исключает их опору
па шейку ствола. Достоинством копров этой системы является долговечность,
большая устойчивость и герметичность, к недостаткам относят большие сроки
возведений и неудобства при реконструкции.
Копер башенной системы (рис. II 5) представляет собой железобетонную или
стальную башню, в верхней части которой размещены одна илн несколько подъем-
ных установок с многокаиатными подъемными машинами Их применение целесо-
образно для шахт глубиной свыше 600 м.
Копры стальные. Головка копра (см. рис II 4, а) включает в себя
подшкивную площадку, подшкнвпые фермы, головные балки станка и укосины.
Схема головки копра определяется размещением шкивов, которые могут распо-
лагаться как на одном уровне, так н в одной плоскости один над другим (рис. 11.6).
Шкивы монтируются на подткивных фермах, которые опираются на головные бал-
ки укосины и станка
51
Рис. II.7. Схема к определению высоты Рнс. П.8. Схема к определению размеров
копра станка копра в плане
В зависимости от системы копра станок может воспринимать часть нагрузок
от натяжения канатов Укосина обеспечивает устойчивость копра при воздействии
основных сил подъема. Опорная рама опирается на устье ствола и служит для
установки станка копра.
Основные размеры копра Полная высота (м) копра (рис. II 7)
Н = Л, + Ла + Лэ + 0,6г, (III)
где Л, — высота уровня приемной площадки над нулевой отметкой, м; Ла — высота
подъемного сосуда, м; Л3 — минимальная высотапереподьёма (принимается в со-
ответствии с правилами безопасности), м; г — радиус копрового шкива, м.
Размеры станка (мм) по осям стоек (рис. II 8).
/1 = а + 2 (75-:- 100); (II 2)
12 = 6+ 2 [(120ч-200)+ (75 -1-100)], (П.З)
где а и b — габариты сосудов в плане, мм Размер копра в плане должен быть
кратным 100 мм.
Расстояние L от станка до нижинх опорных узлов укосины (рнс. 11.9) опреде-
ляется следующим образом. Укосине придается такое положение, чтобы пучок
равнодействующих размещался между укосиной и станком (см рис. II 9), при
этом на станок должно передаваться 20—30 % нагрузки. Если устье ствола не
может быть надежным основанием для передачи нагрузок, возникающих прн раз-
рыве каната, рекомендуется передавать нагрузки па укосину.
Разнос ног укосины (м) в поперечном и продольном направлениях по отноше-
нию к ветру определяется исходя из требований устойчивости копра в данной пло-
скости.
( = 2,2-^-, (11.4)
/ = ^1, (П.5)
где I — расстояние между осями опор, м; W — ветровая нагрузка, кН/м2; Л —
расстояние от уровня земли до центра тяжести копра; м; Q — сила тяжести
копра, кН.
Высота проема в станке принимается не менее 2,5 м в свету.
52
Высота проема для спуска рельсов зависит от величины свободного размера
стайка в плане и составлиет 6—8 м. Для ввода в ствол длинномерного материала
высота проема должна быть не меиее 5,5 м. Размеры проемов для скипов опреде-
ляются геометрическим построением при их движении по разгрузочным кривым.
Глубина заложения фундаментов под укосину определяется в соответствии
с действующими нормами п составляет обычно 2,5—3,5 м.
Для клетевого подъема глубина заложения опорной рамы зависит от конст-
рукции посадочных кулаков (600—700 мм), при скиповом подъеме опорная рама
устанавливается иа одной отметке с устьем ствола или на 100 мм ниже — для уста-
новки противопожарных ляд.
Расчетные нагрузки на копер Расчет копров ведется с учетом их силы тяжести,
рабочих и разрывных усилий в подъемных канатах, ветровых нагрузок, рабочих
усилий в канатных проводниках, усилий при обрыве подъемного каната, динами-
ческой нагрузки при посадке клетей иа кулаки.
Нагрузки (кН) от силы тяжести копра с достаточной точностью можно опре-
делить по формулам.
для одиоподъемных копров
(? = 0.22Я(II.6)
для двухподъемных копров с одной укосиной
0 = 0,25Я/5^; (II-7)
то же, с двумя укосинами
О = 0,30///5^; (II.8)
Для копров смешанной системы
0 = 0,16///5^, (II.9)
1де II — полная высота копра, м, Smax — наибольшее разрывное усилие одного
ч канатов, кН. Силу тяжести станка с обшивкой, армировкой и кривыми обычно
'‘рииимают за 40—50 % силы тяжести копра, головки — 25—30 % и укоси-
ны — 30 %.
53
Основные рабочие нагрузки на копер возникают в результате натяжений
подъемных канатов. Они передаются на элементы копра через направляющие
шкивы На каждый шкив действует сила, равная геометрической сумме натяже-
ний вертикальной и наклонных ветвей каната.'Снла Rt для верхнего каната опре-
деляется составляющими Pj и Qi, а сила R2 для нижнего каната составляющими
Р2 и Qt (рис. II 10). Из треугольников снл находим величины равнодействующих
для верхнего каната-
горизонтальная составляющая
Pl=S1sina1; (1110)
вертикальная составляющая
Q1=S1(l + cosa1). (ПН)
Из заштрихованного треугольника
/?! =2S1Cos-^-. (11.12)
где aj — угол, образуемый направлением верхнего каната с вертикалью, Sj —
натяжение верхнего каната, кН
Для нижнего каната соответственно:
P2=S2sina2, (1113)
<?2= S2(l + cosa2), (II 14)
/?2 = 2S2 cos-у-, (Н.15)
где «2 — угол, образуемый направлением нижнего каната с вертикалью; S2 —
натяженне нижнего каната, кН.
При нормальной работе подъема на копер действует натяжение двух подъем-
ных канатов. Величина натяжения каждого из них складывается из полезного и
«мертвого» грузов, силу тяжести каната, сопротивления трению лап о проводники
и динамической нагрузки от движущихся масс. Натяжение от силы тяжести каната
изменяется в зависимости от длины свисающего участка, т. е с подъемом сосуда
натяженне уменьшается, а с опусканием — увеличивается В опускающемся ка-
нате наибольшее натяжение будет в конце подъема. Натяжение (кН) верхнего
подъемного каната с учетом сосуда с грузом
в начале подъема
«и.! = [G+(? + »'(«+Й)] (1 i-gjj-) 1.06; (11.16)
в koi цс подъема сосуда с грузом
Sk.i = (G-Ь Q-i-W'ft) (1 1,06, (11.17)
где G—сила тяжести поднимающегося сосуда, кН, Q — «мертвый» груз, кН;
W — сила тяжести 1 м подъемного каната, кН, Н — высота подъема, м; h — вы-
сота от приемной площадки до направляющих шкивов, м; Р2 — ускорение в на-
чале подъема, м/с2.
Натяжение (кН) нижнего каната,
в начале спуска сосуда
Sn.2=(G + Q-l-W'h) (Н 18)
в конце спуска сосуда
S.<.2 = [G + Q + W'(/f + h)](l-§^)-j-L, (11.19)
где G — сила тяжести опускающегося сосуда, кН; Р2 — замедление в конце
подъема, м/с2.
54
Максимальное значение горизонтальной со-
ставляющей, опрокидывающей копер, п начале
подъема прн полной нагрузке от натяжения верх-
него каната
Ртах = 2Sh. i sin = 2 1,06 [G Q -|-
-|- W (H 4- ft)J (1 + sin a, (II .20)
а вертикальной составляющей от натяжения ниж-
него каната
Стах = 25к.! cos-^- =
xcos2-^-. (11.21)
Ветровая нагрузка прикладывается к узлам
ферм копра и принимается в соответствии с СНиП
11-6—74
Рабочие усилия в канатных проводниках скла-
дываются из соответствующих сил тяжести канатов
н натяжных грузов. Точки приложения усилий —
в местах закрепления канатов.
Рабочие усилия в тормозных канатах парашют-
ных устройств также слагаются из сил тяжести ка-
натов н натяжных грузов, а точки приложения
расчетных усилий находятся в местах установки
амортизаторов.
Экстренные нагрузки от разрывных усилий
в подъемных канатах возникают при внезапной ос-
тановке подъемного сосуда, поднимающегося с мак-
симальной скоростью; при персподъеме сосуда н др.
При расчете копров в качестве экстренных нагрузок копра**’ ‘ Схема 6i
принимают разрывное усилие каната на одной ветви
плюс двойное усилие на другой сопряженной ветпн.
Динамическая нагрузка (кН) прн посадке клетей па кулаки
Рдин - 4<2о,
(11 22)
• де Qo — сила тяжести груженой клети, включая хвостовой канат, кН.
Расчет копров производится на основные, дополнительные и особые сочета-
ния нагрузок. К основным относят сочетания от силы тяжести копра, рабочих
усилий в подъемных канатах и в тормозных канатах парашютных устройств.
К дополнительным относят сочетания из основных нагрузок и ветровой на-
грузки.
Особые сочетания нагрузок составляют сила тяжести конструкций, двойное
рабочее усилие во втором подъемном канате, разрывное усилие в одном из подъем-
ных канатов, усилия в тормозных канатах парашютных устройств.
Копер башенной системы содержит помещения для подъемных
машин, приемки и обработки руды, вспомогательных служб. На объемно-плани-
ровочные решения влияют главным образом мощность шахты, глубина и диаметр
ствола.
Размеры копра в плане определяются числом и размером подъемных сосудов,
их размещением п стволе. В плайе башенные копры могут быть прямоугольными
н круглыми. Полная высота (м) копра (рис. II 11)
Н = -Ь ht + h3 + h<.
(11.23)
55
А-А
Рнс. II. 12. Здание подъемных машин
где Л1 — высота до уровня установки приемной воронки (при скиповых подъемах)
или высота уровня приемной площадки (при клетевых подъемах), м; Лг — высоте
от приемной воронки до пола шлюзовой камеры, м; h3 — высота помещения откло-
няющихся шкивов н электрооборудования, шлюзовой камеры и высота подма
шинных балок, м, Л4 — суммарная высота залоп, м В плане размеры башенных
копров следует принимать кратными 3 м, по высоте — 0,6 м
Высота этажей определяется в соответствии с требованиями СИ 223—62
«Основные положения по унификации объемно-плапировочных и конструктив-
ных решений промышленных зданий» и должна составлять не менее 3,6 м
Минимальная высота машинных залов 8,4 м
Машинные залы занимают несколько верхних этажей копра Часть копра
предназначается для размещения приемных площадок, вентиляторов, электро1
подстанций и помещений для технологического оборудования.
Башни копра могут быть с несущими стенками и каркасного типа Несущие
стены выполняются н.з монолитного железобетона, возводимого в скользящей опа-
лубке. или нз сборных железобетонных плит. ;
Для возведения степ башен каркасного типа применяют панели трехслойные,
однослойной конструкции из легких бетонов н нз алюминиевых листов с зффектив
ным утеплителем. Междуэтажные перекрытия и покрытия возводят из монолит
ного железобетона,-а где это возможно, — нз сборных железобетонных плит.
Фундаменты башенных копров из монолитного железобетона могут быть леи
точной, коробчатой, плитной нлн столбчатой формы. ]
Лестницы изготавливают из сборного железобетона по типовым сериям; полы
в машинном зале — мозаичные или из метлахской плитки.
56
Здания подъемных машин. Расположение здания относительно шахтного
ствола определяется схемой подъема, а размеры о плане — типом подъемной уста-
новки с учетом свободных проходов, которые принимают не менее 1 — 1,5 м от
фундаментов машин до сген и не менее 2—2,5 м со стороны машиниста Высота
(м) здания
Н = h + Ло -|- й, + , (11.24)
где Л — высота от уровня пола до осн барабана, м, й2 — расстояние от крюка
мостового крана до потолка или фермы, м; й0 = 0>5-s-1 — расстояние между крю-
ком крана и барабаном, м; £>б — диаметр барабана, м.
В здании подъемной машины с диаметром барабана свыше 3 м обычно имеются
подвальные помещения.
Оборудование в подвал подается через монтажные проемы в перекрытии, а в
машинный зал через ворота пли монтажные проемы в степах здания. В стене,
обращенной к стволу, имеются проемы для пропуска канатов. Иногда проемы рас-
полагают в перекрытии здания. В одном помещении допускается установка не-
скольких подъемных машин (рис. II 12) при условии устройства изолированных
остекленных кабин для машинистов.
Под канатами для предотвращения их провисания при напуске н капежа
в зданиях сооружают ограждения.
Здания подъемных машин с диаметром барабана менее 3 м оборудуют мон-
тажными балками для подвески талей по оси подъемной машины и осн электродви-
гателя, при диаметре барабана более 3,5 м устанавливают мостовой или подвесной
краны.
§ 28. Надшахтные здания
Надшахтные здания служат для размещения в них оборудования, связанного
с выдачей руды и породы, спуска людей, оборудования н материалов в шахту,
а также комплекса главного нли вспомогательного стволов. Их размеры зависят
от производственной мощности шахты, технологии выдачи руды, вида подъема н
применяемого оборудования.
Компоновка надшахтных зданий может быть выполнена по
высотной, плоскостной или смешанной схемам. По высотной схеме (рнс. 11.13, а)
технологические устройства располагают одно над другим, а движение руды про-
исходит сверх)' вниз под действием силы гнжести. При такой схеме требуется зна-
чительная высота копра и надшахтного здания. Плоскостная схема (рнс. 11.13, б)
ие требует высоких копров и надшахтных зданий, но влечет за собой устройство
Дополнительных галерей. По смешанной схеме (рис. 11.13, в) у копра располагается
надшахтное здание с приемным устройством, а па погрузочных бункерах — сор-
тировка В надшахтных зданиях ширина свободных проходов со стороны непо-
движных часгсй оборудования должна быть не менее 700 мм, со стороны подвиж-
ных — 1000 мм; высота проходов — не мсисе 1800 мм. Площадки па высоте более
300 мм необходимо ограждать перилами высотой не .менее 1000 мм. Ширина лест-
ницы к рабочим площадкам должна быть не менее 700, 900 н 1000 мм при нахожде-
нии па площадках соответственно одного, двух, трех и более человек.
Высота первого этажа надшахтного здания определяется с учетом смены подъ-
емных сосудов и спуска в ствол длинномерных материалов. В зданиях для спуска
п подъема людей устраиваются посадочные площадки, которые оборудуются авто-,
магическим счетом людей, спускаемых в шахту.
Обмен вагонеток в надшахтных зданиях осуществляется по одной
113 многих схем, которые можно объединить в три основные группы.
I группа объединяет схемы со свободным перемещением вагонеток по
самокатным рельсовым путям с пусковым уклоном Особенность этой группы —
обязательная компенсация высоты и большое число механизмов.
II г р у п п а объединяет схемы с перестановочными и поворотными плат-
формами при наличии самокатных путей Для этой группы характерно наличие
"Рииуднтелыюго кругового н поперечного перемещений вагонеток и отсутствие
компенсации высоты.
57
til группа объединяет схемы с принудительным перемещением вагонё-
ток при отсутствии самокатных рельсовых путей, пусковых уклонов и компен-
сации высоты
При кольцевой схеме (рис. II 14, а) ваюпетка, поднятая из шахты, с помощью
толкателя нижнего действия выталкивается из клети порожней вагонеткой (по-
рожняя вагонетка до прибытия клети удерживается стопором). Груженая ваго-
нетка самокатом направляется к круговому опрокидывателю и останавливается
на стопорах Со стопоров при помощи стрелочных переводов она направляется на
одни нз опрокидывателей, разгружается и поступает па задерживающие стопоры
компенсатора высоты, откуда по самокатному уклону скатывается со стрелочного
перевода па одни из двух путей и устанавливается на цепные толкатели.
Разновидностью кольцевой откатки является схема с использованием пово-
ротных платформ (рис 11 14, б), что позволяет сократить протяженность откаточ-
ных путей и, следовательно, уменьшить объем надшахтного здания.
При тупиковой схеме (рис. 14, в) изменяется направление движения вагонеток
при помощи тупиковых стрелочных переводов и буферных отбойников, располо-
женных в конце надшахтного здания. Груженая вагонетка выталкивается из клетн
порожней вагонеткой и движется по наклонному пути; за счет приобретенной ско-
рости поднимается па горку, останавливается и через стрелочный перевод посту-
пает к опрокидывателю После разгрузки вагонетка поднимается компенсатором
высоты на наклонный путь и, набрав скорость, поступает па вторую наклонную
горку, откуда скатывается до стопоров перед клетью.
Комбинированные схемы (рис. 14, г)
включают элементы тупиковых и кольце-
вых схем.
Одна из разновидностей таких схем
основана на использовании перестановоч-
ных платформ для поперечного перемеще-
ния вагонеток относительно входа и вы-
хода из клети.
Платформы грузовой и порожняковой
сторон могут работать независимо друг от
друга
Рис. 11.13. Схемы компоновки технологического комплекса па поверхности рудника:
а — высотная схема; б — плоскостная; о — смешанная
58
§ 29. Разгрузочные эстакады, галереи, приемные бункера
Разгрузочные эстакады — открытые горизонтальные или наклонные инженер-
ные сооружения, служащие для откатки подвижного состава от надшахтного зда-
ния к приемным бункерам, на склады, отвалы, обогатительные фабрики. Эстакады
могут быть выполнены из металла, железобетона и дерева.
Предельный угол наклона и расположение эстакад в плайе определяется
схемой околоствольных сооружений. Высота их расположения над землей должна
Удовлетворять требованиям СНиП, ширина зависит от числа рельсовых путей
Конвейерные галереи — это закрытые эстакады, оборудованные конвейерами,
•абарнты галерей зависят от числа и размеров устанавливаемых в иен конвейеров
н ширины проходов (табл. II 11, II. 12, рис. 11.15).
59
Таблица II.11
Габариты одноконвейерных галерей, мм
Тип Ширина лент, мм Основные размеры (см рис. 11.15, а)
А Б г Е в
I 400 700 800 900 2400 3000
500 700 900 800 2400 3000
II 650 960 1040 1000 3000 3600
800 700 1300 1000 3000 3600
III 1000 1000 1500 1100 3600 4200
1200 840 1760 1000 3600 4200
IV 1400 1040 1960 1200 4200 4800
1600 820 2180 1200 4200 4800
V 2000 1400 2600 1400 5400 6000
Таблица 1112
Габариты двухконвейерных галерей, мм
Тип Ширина лент* мм Основные размеры (см. рис. 11.15, б)
А | 1 ь г Б' А' Е в Д
IV 400 700 800 1200 800 700 4200 4800 2000
500 700 900 1000 900 700 4200 4800 2000
650 560 1040 1000 1040 560 4200 4800 2040
V 800 700 1300 1400 1300 700 5400 6000 2700
VI 1000 1000 1500 1400 1500 1500 6900 7500 2900
1200 700 1760 1640 1760 1040 6900 7500 3400
1400 640 1960 1640 1960 700 6900 7500 3600
VII 1600 1210 2180 1620 2180 1210 8400 9000 3800
2000 700 2600 1800 2600 700 8400 9000 4400
Пролетные строения галерей выполняются нз стальных решетчатых сварных
ферм по 18, 24 н 30 м, покрытия и перекрытия — нз сборных железобетонных плит,
стеновое ограждение — нз утепленных панелей с деревянным каркасом, обшнтым
с двух сторон асбоцементными волокнистыми листами, или легкобетонное.
Обшивка стен холодных галерей выполняется нз асбоцементных листов,
кровля — из рулонных материалов с устройством защитного покрытия.
Приемные бункера (рис. II 16) располагают в непосредственной близости от
станка копра. Конструкция, форма и размеры их сечений зависят от компоновки
сооружения, требуемого запаса материала, способов загрузки н выгрузки, типа
несущих конструкций, физических свойств хранимых материалов. Бункера бы-
вают стальные, монолитные железобетонные, сборные железобетонные и смешан-
ной конструкции.
Расход материала на 1 т емкости бункера (табл. II 13) зависит от его размеров
и формы.
60
рнс. II.15. Схемы поперечных сечений галерей:
а — для одного конвейере] б — для двух
Рис. II.16. Схемы бункеров:
° — односторонний; б — двухсторонний; в — с центральной разгрузкой; г — со склад-
чатым дном; д — с центральной н боковой разгрузкой; е — с плоским дном; ае — си-
лосный; з — с подвесным параболическим дном; и — с конусным дном; к — с конусооб-
разными дном и верхом
Таблица 1113
Расход материалов на сооружение бункеров
Тип бункера На t т емкости бункера Расход сталн^ Данные
бетона. круглой армату- ры, кг проката (без футе- ровки), кг
Монолитный, арми- рованный сварными сетками Сборный из плит Смешанной кон- струкции 0.17 0,16 0,10 29 27 4 12 17 33 240 263 370 Леипромстрой- проекта
Монолитный, арми- рованный отдельны- ми стержнями Монолитный со сталь- ной воронкой Монолитный круглого типа со стальной во- ронкой 0,15— 0,30 0,07— 0,10 0,06 19-40 11-16 12 На за- кладные детали 3-20 27-33 10 120-160 480-520 390 Гипрониксля
Смешанной конструк- ции с монолитной пли- той Сборный железобе- тонный 0,11 0,8-0,10 10 16-28 37 2-3 437 240-310 Промэнерго- проекта
Сборный железобе- тонный со стальной воронкой 0,09 15 46 690
Ящичный с плоским днищем нз сборных предварительного на- пряжения ребристых железобетонных плит со стальными ворон- ками размером 9,2Х Х60 м 0,06 11,5 7,5 200 Технические решения Лси- промстрон- проекта
Сборный железобе- тонный со стальной воронкой Сборный железобе- тонный 0,07 0,15 50 23 50 23 ЦНИИПром- зданий
62
Тин бункера На I т емкости бункера 5=, g ЯП5 Данные
бетона. круглой армату- "(без"8 учета футе- ровкн),
Сборный железобе- тонный со стальной воронкой 0,07 11 41 148 Гипрошахта
Сборный железобе- тонный штабельный длиной 42 м емкостью 1700 м3 0,10 27 5 277 Гипроне- мструды
Монолитный лотко- вый размером 6х Х48 м о.н 21 5 180 Проект Гип- пропнксля
Лотковый из сборных железобетонных плит со стальными ворон- ками размером 12,ЗХ ХЗОО 0,02 з 23 235 Проект Ме- ханобра
Расчет любого бункера следует начинать с определения его объема (рис. 11 17),
массы, а также положения центра тяжести относительно осей координат. Для об-
щего случая
объем бункера
V = VUp + Упор = +-у-[(2а» + nJ 62 Ь (2at + аг) 6J, (11.25)
координаты центра тяжести бункера прн его полном заполнении
хц = х0Л, Ла1 + ^) + &3> + 2а1&1 ; (11.26)
_ „ (а1 ~1~ аа) (Pi + b2) laibx . Уц Уо"! 126 (II 27)
высота и углы наклона стенок воронкн
*« = ]/''Т+ё*; (11.28)
Л. tgan = 77’ (11.29)
где п — помер рассматриваемой стенки.
Истинная длина ребра пересечения стеики лю плоскостью k и угол наклона
этого ребра к горизонту:
h = + <?, + £*; (11.30)
Углы наклона ребер бункеров должны быть не менее угла трения материала
о стенки бункера
Для защиты внутренней поверхности стенок от истирания и разрушения
вследствие ударов кусков материала при загрузке применяют различного рода
футеровки (каменное литье, стальные листы, шлакоситалловые плиты, чугунное
литье и др.).
В последнее время все большее распространение стали получать футеровки
из шлакоситалла, износостойкость которого в 10 раз выше, чем углеродистой
стали и серого чугуна. К стенам бункеров такие футеровки крепятся при помощи
замазки.
Минимальный диаметр (мм) выпускного отверстия бункера
d = k (D + 80) tg <p0. (11.32)
где D — максимальный размер кусков материала, мм; ф0 — угол естественного
откоса материала; k — коэффициент, равный 2,4—2,6. Приведенная формула
64
справедлива при <р = 30° — 50° и D ^ 300 мм. Наименьшая b и наибольшая С
стороны прямоугольного выпускного отверстия, мм-
6 = -L±±*(80 4-D) tg<po;
(11.33) •
C=bn, (1134)
где п = ——отношение сторон прямоугольника, принимаемое в пределах 1—2.
Форма и размеры подземных бункеров в дробильно-перегрузочных пунктах,
размеры аккумулирующих емкостей (рудоспусков) на каждом руднике решаются
в зависимости от конкретных условий.
§ 30. Калориферные установки
Калориферные установки служат для подачи подогретого воздуха в шахту
в холодное время года Температура воздуха в устье ствола должна быть пе менее
+ 2 °C.
В зависимости от системы вентиляции шахты установки располагают или
рядом с надшахтным зданием или рядом со зданием вентиляторов. Подача подо-
гретого воздуха в ствол осуществляется непосредственно через калориферный ка-
пал или через специальный канал, где ои предварительно смешивается с холод-
ным воздухом
Калориферные установки рассчитывают, исходя из самой низкой темпера-
туры, зафиксированной в данном географическом районе.
Размеры зданий калориферных установок определяются в зависимости от
числа калориферов и их поверхности нагрева В качестве теплоносителя приме-
няют пар или перегретую воду. Температуру воздуха регулируют изменением ко-
личества теплоносителя либо изменением поверхности нагрева калориферов.
При определении расхода тепла необходимо учитывать его потери в подземном
канале и в устье ствола шахты, составляющие в среднем 5 % от общего расхода.
Независимо от вида теплоносителя в калориферных установках следует предусма-
тривать обводные каналы с уклоном не менее 0,005 в сторону ствола шахты. Не ре-
Рис. II.(8. Калориферная установка производительностью 30—60 м’/с
3 П/р В. А. Гребенюка н др.
65
комендуется примыкание капала со стороны людских подъемов. Калориферные
каналы, как правило, заглубляются в землю иа 1,5—2,5 м. При высоком уровне
грунтовых вод и небольшом сечении каналов подогретый воздух в ствол целесооб-
разно подавать выше уровня земли. Каналы сечением 2—6 м2 принято развет-
влять па два рукава для равномерной подачи подогретого воздуха.
Здания калориферных установок (рис. 11 18) оборудуются грузоподъемными
механизмами.
§ 31. Склады руды
Склады руды служат для накопления и хранения руды и по своему назначе-
нию делятся иа аварийные, раздаточные н регулировочные (рис. II 19). Их емкость
зависит от производительности шахты, условий работы предприятия и потреби-
теля.
Склады оборудуются стационарными погрузочными устройствами (грейфер-
ные краны, порталы, скреперные установки) либо передвижными (автомобильные
и тракторные погрузчики, ленточные конвейеры) погрузочными устройствами.
Широкое применение иа складах получили стационарные установки с использо-
ванием мостовых грейферных кранов (рис. 11.20).
Стационарные склады, оборудованные скреперными установками (рнс. 11.21)
иленточными конвейерами, имеют небольшую емкость штабелей, поэтому большого
распространения на крупных предприятиях не получили.
Эстакадные склады (рнс. 11 22) нс требуют распределительного механизма.
Основной недостаток — ограниченная емкость.
Полубункерпые склады (рис. 11.23) —одна из разновидностей эстакадных.
Их днище выполняется в виде Воронин, а разгрузка производится на ленточные
конвейеры, находящиеся под полубункером.
Для накопления готовой к отправке руды сооружаются открытые и закрытые
склады, а также бункерные и полубункерпые устройства.
Рнс. 11.22. Эстакадный склад с одноковшовым экскаватором:
штабель; 2 — ленточный конвейер прямой подачи; 3 — экскаватор; 4 — подвижной
3*
Рис. 11.23. Полубункерный склад:
I — конвейер; 2 — разгрузочная тележка; 3 — питатели; 4 — сборный конвейер
Выбор схемы бункера (табл. 11.14) зависит от вида ископаемого, внешнего
транспорта и материала бункера.
Полубункеры отличаются от бункеров тем, что запас руды в них хранится
в штабелях, расположенных па уровне или ниже уровня земли, с конусообразным
или траншейным основанием. Для защиты руды от атмосферных осадков полубуи-
керы иногда сооружают крытыми. При безбуикериой погрузке руда поступает
иа внешний транспорт непосредственно из шахты при помощи желобов, конвейе-
ров, экскаваторов и крапов.
Усредншпельные склады служат для подачн иа фабрику руды постоянного,
ранее запрограммированного содержания, что позволяет обеспечить устойчивый
Таблица 11.14
Рекомендации (знак плюс или минус) по выбору схем бункеров
Внд ископаемого,
вид внешнего транспорта,
материал бункера
Руда-
кусковая
мелкая
Внешний транспорт:
железнодорожный
автомобильный
водный
подвесная канатная дорога
конвейеры
трубопроводный
Материал бункера:
металл
железобетон;
монолитный
сборный
дерево
кирпич
68
режим работы фабрики, повысить извлечение компонентов в концентрат и улуч-
шить его сортность Это достигается разработкой технологических погоризоитиых
и поблочных карте выделением сортов и типов руд, обоснованием мест размещения
усреднительиых складов, их объема, порядка работы и средств механизации.
Наиболее простой и доступный по исполнению метод усреднения руды —’ее
послойная укладка в ячейках бункеров за счет непрерывного реверсивного дви-
жения Челноковых ленточных конвейеров вдоль секций бункера.
Емкость усреднительиых складов колеблется в пределах 10—20-дневного
запаса руды. Укладка руды в штабеля обычно производится тонкими слоями, что
позволяет при взятии руды из штабеля обеспечивать хорошее усреднение ее каче-
ства. Разгрузка усреднительиых штабелей производится экскаваторами либо
специальными разгрузочными машинами (рудоусредпителями).
Для взвешивания руды с целью устранения недогруза и перегруза транспорта
па шахтах оборудуются весовые и дозирующие устройства.
§ 32. Отвалы пустых пород
Доля пустых пород в общей выдаче горной массы зависит от схемы вскрытия,
подготовки и принятой системы разработки месторождения. Для железных, мар-
ганцевых, алюминиевых, цинковых н медных руд она ориентировочно составляет
10—20 %, апатитовых и фосфоритовых — 15—20 %; молибденовых и вольфрамо-
вых — 20—30 %.
Отвалы пустых пород располагают с подветренной стороны иа расстоянии от
населенных пунктов не менее 500 м, вентиляционных стволов, шурфов — 80 м,
административно-бытовых н конторских зданий — 50 м, технологических и дру-
гих зданий и сооружений — 20 м.
Необходимая емкость отвала (м®)
V = ^f, (11.35)
где Ля — количество породы, выдаваемой нз шахты в течение года, т; Т — про-
должительность эксплуатации, лет; у — насыпная плотность пород, т/мэ.
Таблица 11.15
Основные технические показатели канатных дорог
Типы отвальной ка-
натной дороги
Маятниковая одиолу-
чевая с одной вагонет-
кой
Маятниковая двух-
лучевая с двумя ваго-
нетками
Кольцевая с хребто-
вым отвалом
Кольцевая с сектор-
ным отвалом
Кольцевая с прямо-
угольным отвалом
100
130
180
230
100
130
100
130
180
230
180
230
300
69
Рис. 11.24. Схемы образования террикоиинов:
а — ирн однопутевой откатке с применением хвостового каната:
б — то же. без хвостового каната; в — при двухпутевой откатке с хвостовым канатом;
г — с двухпутевой откаткой без хвостового каната; д — со сдвоенной однопутевой откат-
кой и хвостовым канатом; е — со сдвоенной однопутевой откаткой без хвостового каната;
/ — загрузочное устройство; 2 — Скнп; 3 — разгрузочная ферма; 4 — натяжное устрой-
ство; 5 — откаточная лебедка; 6 — направляющий блок; 7 — путёвые ролики; 8 — ра-
бочий канат; 9 — хвостовой канат
Отвалы пород следует различать: по характеру отвалообразовапия — на-
сыпные н намывные; по способу транспорта пород — по рельсовым путям на тер-
риконик, канатными подвесными дорогами, автосамосвалами, конвейерами, ги-
дротранспортом; по конфигурации — конусные, хребтовые, секторные, намывные.
Схема отвала выбирается в зависимости от отведенной дли нею площади, вида
транспорта и необходимой его емкости. При транспортировании руды в отвалы
с доставкой пород по рельсовым путям на терриконнк применяют схемы откатки
с хвостовым канатом и без него (рис. 11.24).
Для доставки породы в отвал на расстояние до 750 м применяются канатные
дороги маятникового типа, свыше 750 м — кольцевого типа (табл. 11.15).
Автомобильный транспорт применяют для доставки па расстояние 1—2 км.
Возможно применение железнодорожного транспорта с разгрузкой железнодорож-
ных вагонов на отвал или промежуточной перегрузкой на отвальной станции на
другие виды транспорта.
ГЛАВА 3
ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ ЗДАНИЯ И СООРУЖЕНИЯ
Здания и сооружения, непосредственно нс участвующие в технологической
схеме рудного потока, относятся к вспомогательным
§ 33. Административно-бытовой комбинат
Административно-бытовой комбинат предназначается для обслуживания ра-
бочих и размещения административного и инженерно-технического персонала.
Минимальные затраты времени на все операции по обслуживанию рабочих и ин-
71
| Умывальная
| Столобая
курительная
\санузлы
Диспетчерская
| Контора
Лтл* |
I Чистка и мытье I
обуви |
| Вестибюль
Выход
—| Комендант |
—[ Санузлы [
\лрачечная
[Сушильная
камера
10беспылива -
ние одежды
]-------\Гардеробная улич\
J | ной одежды |
1 ------- . f - -|
Г]__Сборный зал —
J I зал собраний |
1" I Нарядные |
| участков |
] -----1—| Фотарий |
Долоте печная [---1
Ь]
Ь'
г
| Буфет
[Респиратор -
ная
IГардеробная оа -1
дочей одежды |
J Питьевая ~~I
J станция |
| Душевая [
Днеаляторий |
Ламповая [---------Ддравпункт р
предварительное абес\
\пылибание одежды |
р
I Чистка и мытье I
обуви|
I Надшахтное I
здание |
Рнс. II.25. Схема расположения помещений н узлов бытового комбината
женерно-технических работников рудника достигаются четкой последователь-
ностью прохождения людского потока (рис. И.25).
В состав административно-бытового комбината входят помещения контор-
ские, производственно-вспомогательные, саннтарно-бытового, медицинского и
вспомогательного обслуживания.
К конторским относятся помещения: для инженерно-технических работни-
ков и руководства шахты, нарядная участков, зал собраний и помещения общест-
венных организаций (табл. 11.16). Их размещают в отдельном крыле комбината
из расчета: 4 мг рабочей комнаты иа одного служащего; 6 м2 конструкторских бюро
иа один чертежный стол; 1,2 м2 залов совещаний вместимостью до 100 чел., на
одно место, а вместимостью более 100 чел. — 0,9 м2 на каждое место; до 15 %
72
Таблица 11.16
Площади помещений общественных организаций, м2
Организация Списочное число работающих на предприятии
2 О О оо g| й в! go
Партийная В том числе: 12 18 27 45 66 96
кабинет секретаря 12 18 18 24 24 24
11рофсоюзная В том числе: 24 42 66 78 90 96
кабинет председателя 12 18 18 24 24 24
Комсомольская В том числе: 12 12 27 30 42 54
кабинет секретаря 12 12 18 18 18 18
Редакция многотиражной газеты — — 24 24 30 54
площади рабочих комнат для кабинетов управления при числе служащих до
150чел.; до 12 % площади рабочих комчат при числе служащих 151—300 чел. и
до 10 % нлощадн рабочих комнат при числе служащих более 300 чел. Площадь от-
дельного кабинета или рабочего помещения принимается ие менее 9 м2.
К. помещениям санитарно-бытового обслуживания относятся гардеробные
домашней и рабочей одежды, душевые, умывальные, помещения для сушки и обес-
пыливания рабочей одежды, прачечная, мастерская для ремонта одежды и обуви,
устройство для чистки н мойки обуви, питьевая станция, буфет, курительные и
туалеты.
Число мест для хранения одежды в гардеробах принимается: при хранении
одежды на вешалках — равным числу работающих в наиболее многочисленных
смежных сменах; при хранении в шкафах — равным списочному числу работаю-
щих. В гардеробных рабочей одежды устраивают кладовые для хранения чистой
н грязной одежды площадью ие менее 3 м2 каждая. Оборудование гардеробных
устанавливается в зависимости от способа хранения одежды. При закрытом спо-
собе одежду хранят в одно- и двухъярусных шкафах.
Душевые с одно- и двухрядным расположением открытых кабин размером
0,9X0,9 м размещают смежно с гардеробными, при них устраивают преддушевые,
предназначенные для вытирания тела. Ширина прохода между рядами душевых
кабин 2 м, а между рядом кабин и стеной или перегородкой — 1,2 м. Число ду-
шевых сеток, устанавливаемых в одном помещении, должно быть не более 30 и
определяться по числу человек, работающих в наиболее многочисленную смену,
из расчета 3—15 чел. на одну душевую сетку в зависимости от групп производ-
ственных процессов. Расчетное время действия душевой после каждой смены —
45 мин.
Умывальные размещают смежно с гардеробными рабочей одежды. Число кра-
нов в умывальных определяется с учетом группы производственных процессов и
числа работающих в наиболее многочисленной смене — от 7 до 20 чел. на один
кран. Расстояние между кранами умывальников принимается не менее 65 см,
ширина проходов между рядами умывальников и стеной — не менее 150 см, а при
Двустороннем расположении умывальников — ие менее 200 см. Каждый умываль-
ник оборудуется смесителем с подводкой горячей и холодной воды.
Помещения для сушки и обеспыливания рабочей одежды устраиваются обособ-
ленными и располагаются смежно с гардеробными для хранения рабочей одежды.
При содержании влаги в рабочей одежде более 0,5 кг сушка ее осуществляется
73
Таблица 11 17
Минимальные площади помещений питьевой станции, м2
Назначение 'помещений Численность
до 1000 1000— 2000 С2000е
Прием, мойка и стерилизация фляг и баллонов 6 8 10
Хранение и выдача фляг, хранение и наполнение баллонов питьевой водой 12 16 20<
Приготовление питьевой воды 10 12 14
в специальных помещениях, площадь которых определяется габаритами устанав-
ливаемого оборудования, ио нс менее 12 м2. При меньшем содержании влаги рабо-
чую одежду допускается сушить о закрытых шкафах для хранения рабочей
одежды.
Для стирки рабочей одежды предусматриваюгся механизированные прачеч-
ные согласно требованиям СНиП II—80—75 Состав помещении для ремонта
рабочей одежды и обуви н число рабочих мест устанавливаются согласно техноло-
гическим требованиям.
Питьевая станция (табл. II. 17) служит для приготовления (кипячение, охла-
ждение и газирование) воды, ее хранения, наполнения фляг и выдачи их рабочим
перед спуском в шахту. В состав питьевой станции входят помещения кубовой,
фляговой, газирования воды, мойки и стерилизации фляг. Питьевые станции про-
ектируют исходя из численного состава предприятия и сменного расхода воды
при норме 3 л иа одного трудящегося.
Температуру воды при раздаче принимают не выше 20 °C и не ниже 8 °C.
К помещениям общественного питания относятся столовые на полуфабрика-
тах, столовые на сырье, буфеты, комнаты для приема пищи Столовые строят при
числе работающих о наибольшую смену более 200 чел При меньшем числе рабо-
тающих предусматривают буфеты с отпуском горячих блюд, доставляемых из
других предприятий общественного питания. При числе работающих в макси-
мальной смене менее 30 чел. допускается устройство комнат приема пищи из рас-
чета 1 м2 на каждого посетителя. Число мест в столовых принимают из расчета
одно место иа 4 чел , работающих в наиболее многочисленную смену, в залах столо-
вых должно быть не менее 50 мест, а в буфетах от 10 до 50. Для приема и хранения
молока предусматриваются распределители с охлаждаемыми камерами, площадь
которых принимается из расчета 0,015 м2 на каждого получающего молоко. Для
хранения молока при раздаче предусматриваются холодильники и моечные по-
суды из расчета 0,1 м2 на каждого получающего молоко в наиболее многочислен-
ную смену, по не менее 6 м2. При столовых и буфетах предусматривают умываль-
ники с подводкой горячей и холодной воды, а также туалеты Столовые и буфеты
проектируются в соответствии с требованиями СНиП.
Расстояние от рабочих мест до туалетов, размещаемых в зданиях, прини-
мается не более 75 м. Число санитарных приборов в женских и мужских туалетах
принимают в зависимости от числа пользующихся ими в наиболее многочисленной
смене нз расчета 15 чел. на один санитарный прибор Вход в туалет устраивают
через тамбур с самозакрывающейся дверью.
Площадь курительной комнаты, размещаемой вблизи нарядной, определяется
из расчета 0,03 м2 иа одного работающего о наиболее максимальную смену, ионе
менее 9 м2.
К производственно-вспомогательным помещениям относятся ламповая, респи-
раторная, телефонная станция и диспетчерская.
Ламповая служит для обеспечения рабочих индивидуальными светильниками,
имеющими срок горения ие менее одной смены. Ламповую размещают по ходу
движения трудящихся из перехода в надшахтное здание, исключая встречные
74
потоки. В ней устанавливаются специальные стеллажи с индивидуальными ячей-
ками для хранения и зарядки светильников.
Ламповая состоит из следующих помещений:
Зал для храпения и зарядки светильников.................... 0,07—0,09 м2
(на лампу)
Мастерская для ремонта ламп, приборов и оборудования лампо-
вой ........................................................ 10—20 м2
Выпрямительная .............................................. 5—12 м2
Кладовая...................................................... 6 м2
Помещение хранения бензиновых ламп........................... 6—15 м2
Заправочная ................................................. 4—8 м2
Проходы между рядами двусторонних зарядных станков сквозные, шириной
не менее 1,5 м. Помещения ламповой должны быть сухими, хорошо проветривае-
мыми, защищенными от проникновения в иих пыли; отделяются от остальной ча-
сти комбината стенами из несгораемых материалов.
Совместно с лампами хранятся и самоспасатели, число которых соответствует
числу трудящихся, работающих в шахте.
При отсутствии районного телефонного узла вблизи рудника предусматри-
вается телефонная, станция. Телефонную станцию размещают на первом этаже
административно-бытового здания. При числе трудящихся 500, 500—1000, 1000—
2000, 2000—3000, 3000 и более соответственно 100, 200, 300, 400, 500 телефонных
номеров (ориентировочно).
Помещение диспетчерской располагают около помещения телефонной станции.
Оно оборудуется диспетчерским телефонным коммутатором и установками для
контроля работы наиболее ответственных механизмов. Площадь комнаты диспет-
чера принимается о пределах 25—36 м2 в зависимости от сложности и мощности
предприятия.
К помещениям санитарно-медицинского обслуживания относятся здравпункт,
фотарий, ингаляторий, помещения личной гигиены женщин. Здравпункты делятся
Таблица П.18
Состав и площади (м2) помещений здравпунктов
Состав помещений Категории здравпунктов
I и 1 1" IV
Вестибюль, ожидальня и регистрату- ра 24 12 12 12
Перевязочная 24 24 24 14
Кабинеты для приема больных 48 24 12 12
Комнаты дежурного персонала для физиотерапии, помещение для автокла- ва н хранения перевязочных мате- риалов 54 i36 24 24
Комната временного пребывания боль- ных 12 12 9 9
Комната для медицинских процедур 12 12 12 —
Туалет мужской На 1 унитаз На 1 унитаз На 1 унитаз На I унитаз
Туалет женский То же То же То же То же
Душевая На 2 рожка На 1 рожок — -
Ванная На 1 ванну
75
f-u зтаж
Рнс. 11.26. Пример планировки административно-бытового здания на ООО чел.:
1 — вестибюль; 2 — нарядная; 3 — зал совещаний с комнатой для президиума; 4, S. 6.
7 — кабинеты начальников участков; 8 — хозяйственная комната; 9 — женская бытовая
на четыре категории I — врачебный пункт с тремя-четырьмя врачами; II — тоже,
с двумя врачами; III — то же, с одним врачом; IV — фельдшерский здравпункт
с одним фельдшером.
Категория здравпункта назначается в зависимости от числа работающих иа
руднике и принимается
IV- 500—1200 чел.; III — 1201-2000 чел.; II - 2001-3000 чел.; I - 3001—
4000 чел.
Состав и площади помещений здравпунктов (габл. 11.18) устанавливаются
в зависимости от их категории.
Фотарии могут быть кабинные с установками для индивидуального облучения
в кабинах и проходные с установками для облучения людей, движущихся в огра-
жденном специальном проходе. Фотарии размещают в гардеробных домашней
одежды. Пропускную способность фотариеп принимают из расчета: 10 чел. на
одну кабину; 90 чел. на один проход, число людей, пользующихся фотарием,
составляет 80 % от работающих в наиболее многочисленной смене. Ширина про-
хода между рядами кабин 2 м, а между рядом кабин и стенкой — 1,5 м. Размер
кабины фотариев — 0,9X0,7 м, специального прохода проходных фотариев —
0,9х 1,5 м. В фотарии предусматривают помещение для обслуживающего персо-
нала площадью не менее 4 м2.
Ингаляторий предусматривается в целях проведения профилактических и
лечебных мероприятий из расчета 20 % пользующихся ингаляторием от рабо-
тающих в наиболее многочисленной смене Число аэрозольных установок опреде-
ляется пропускной способностью одной установки. В ингалятории предусматри-
вают процедурные (по числу аэрозольных установок), помещения для ожидания и
отдыха (площадью не менее 6 м2) из расчета 0,3 м2 на каждого пользующегося ин-
галяторием в течение одного сеанса н помещения для оборудования и пульта
управления.
При числе женщин в наиболее многочисленной смене от 15 до 100 чел. преду-
сматривают помещение для гигиенического душа размером 2,4Х 1,2 м, размещае-
мого в женском туалете, со входом в него из тамбура туалета; места для раздева-
ния, процедурные кабины, оборудованные гигиеническими душами; умывальники
с подводкой холодной и горячей воды из расчета один умывальник на каждые
4 кабины Число процедурных кабин размером 1,8Х 1,2 м принимают из расчета
одна кабина иа каждые 100 женщин, работающих в наиболее многочисленную
смену.
К помещениям вспомогательного назначения относятся: вестибюль, 1ардероб-
ная уличной одежды, технические помещения, кладовые хозяйственного инвен-
таря, переходы
77
Площади санитарно-бытовых помещений (м-) на одного работающего в наибол
многочисленном смене (числитель) н с :писочного состава (знаменатель)
Группа производствен
Наименование ломе щений и устройств 1 II
а б » а б » г д
Гардеробные 0,53 0,40 0,70 0,49 1,00 0,76 1,07 0,59 2,80 1,27 2,54 1,27 3 25 1.27 1,65 1.27
Кладовые спецодежды 0,01 0,01 0,03 0,02 0,03 0,02 0,04 0,02 0.09 0,04 0,08 0,04 0 10 0,04 0,05 0,04
Для персонала гар- деробных и устройст- 0,04 0,04 0,04 0,04 0,04 0,04 0,04 0.04
0,03 0,03 0,03 0,02 0,02 ОДЗ 0,03 0,02
ва туалетов
Душевые и нреддуше- - 0,23 0,18 0,45 0,35 0,50 0,28 0,80 0,36 0.58 0,29 0,80 0,32 0,58 0,45
0,20 0,14 0,14 0,07 0,07 0,07 0,07 0,07
0,16 0,10 0,10 0,04 0,03 0 04 0,03 0,05
Ножные ванные 0,03 0,02 0,03 0,03 0,03 0,02 0,03 0,02 - - 0,04 0.03
Таблица И 19
iee
еых процессов
III IV
3 6 » г а б »
2,05 2.05 1,65 2,05 1 80 1,65 1,65
1,27 1,27 1.27 1,27 1,27 1,27 1,27
0,07 0,07 0,05 0.07 0.06 0,05 0,05
0.04 0,04 0,04 0,04 0,04 0,04 0,04
0,04 0.04 0,04 0,04 0,04 0.04 0,04
0,02 0,03 0,02 0,02 0,03 0,03 0,03
1,46 0,58 1,46 1.46 0,43 1.04
0,90 0,36 1,12 0.90 0,30 0,80
0,14 0,14 0,07 0,07 0,14 0,14 0.20
0.08 0,08 0,05 0,04 0,08 0,11 0,16
Саиитариои
ки спецодежды
обработ-
обеспыливание
0,02
0,01
сушка
0,20
0,10
0,20
0,08
0,20
обезвреживание
0,18
0,12
0,18
0,12
0,18
0,12
0,18
0,12
стирка, хим-
чистка
0,05
0,04
0,06
0,04
0,12
0,09
0,06
0,03
0,18
0,08
0,12
0,06
0,07
0,12
0,10
0.18
0,11
0,12
0,07
0,18
0,12
0,12
0,11
0,12
0,08
0,12 0,12
0,09 0,09
Для отдыха, включая
обогрев
Туалеты
Итого, с учетом коэф-
фициента 1,3
3
0,06
0,05
0,18
0,10
0,85
1,13
0,09
0,06
0,18
0,13
1,08
1,85
0,09
0,07
0,18
2,08
2,70
2,06
0,16
0,09
0,18
0,10
2,79
1,55
0,30
0.18
0,18
0,08
4,46
2,06
5,80
2,69
0,24
0 12
0,18
0,09
4,09
2,06
5,32
2,68
0,30
0,12
0,18
0,07
2,03
6,68
2,64
0,15
0,18
0,18
3,08
2,38
3,09
0,30
0,18
0,18
0,11
4,60
2,38
5,98
3,68
0,20
0,12
0,18
0,11
3,56
2,19
4,63
2,85
0.22
0,18
0,18
0,14
4,03
3,09
5,24
4,02
0,20
0,12
0,18
0,11
4,43
2,73
5,76
3,55
0,13
0,09
0,18
0,13
2,90
2,02
3,77
2,62
0,15 0,11
0,12 0,09
Площадь вестибюля принимается не менее 12 м2 из расчета 0,15 м2 на одного
работающего в наиболее многочисленной смене. Гардероб уличной одежды следует
предусматривать при вестибюле из условия обслуживания 100 % трудящихся
двух максимальных смен.
Переход предусматривается иа поверхности шахты между зданиями админи-
стративно-бытового назначения и надшахтным. Он может быть надземным и под-
земным.
Для хранения хозяйственного инвентаря вблизи вестибюля, нарядных, гар-
деробных предусматривают кладовые площадью не менее б м2.
В зависимости от объемно-планировочных и конструктивных решений здания
(рис. 11.26) предусматривают технические помещения (венткамеры, тепловые
пункты и т д.). Площади санитарно-бытовых помещений зависят ог группы про-
изводственных процессов н принимаются в соответствии с указаниями СНиП
(табл. П.19).
§ 34. Ремонтные мастерские рудника
Рудничные ремонтные электромеханические мастерские предназначаются
для производства текущего и среднего ремонта оборудования, изготовления не-
сложных запасных частей и восстановления изношенных деталей. Капитальный
ремонт подземного самоходного, горпомеханичсского оборудования и оборудова-
ния, работающего на поверхности, предусматривается в центральных электроме-
ханических мастерских комбинатов. Для текущего ремонта самоходного оборудо-
вания устраивают подземные мастерские.
Площади ремонтных мастерских определяются количеством и видом приме-
няемых па руднике машин и механизмов в зависимости от производственной мощ-
ности шахты:
Годовая производственная
мощность шахты, тыс. т
300-600 .
600-900 . .
900-1200. .
1200-1500 .
1500-2500 .
Площадь ремонтной
мастерской, м’
400-500
500-600
600-800
800-1000
1000-1200
Материальный
склад
Ремонты) -механическая мастерская
Рис. 11.27. Ремонтно-механическая мастерская и материальный склад:
1 — кузнечно-котельная, 2 — буроэаправочная; 3 — генераторная; 4 — сварочная, 5 —
электрорсмонтная; 0 — кладовая; 7 — контора; 8 — слесарно-мсханнчсская; 9 — аце-
тиленовая; 10 — помещение щнта; 11 — кладовая инструментов; 12 — санузел; 13 — гар-
дероб н душ
80
Размещение отдельных помещений п мастерских определяется последователь-
ностью технологического процесса.
Для ремонта и заправки бурового инструмента в зданиях ремонтных мастер-
ских предусматривается бурозаправочпое отделение. Ремонтные мастерские
(рис. И 27) обычно входят в блок вспомогательного ствола шахты.
§ 35. Здания и сооружения энергетического назначения
Шахтные котельные предназначаются для обогрева зданий и сооружений,
снабжения душевых установок горячей водой, а также для подогрева приточной
вентиляционной струи воздуха, подаваемого через калориферы в Ствол шахты.
Котельные установки выбираются из числа действующих типовых проектов с уче-
том необходимых параметров, а при отсутствии их по вновь разработанным или
ранее разработанным экономичным индивидуальным проектам Они должны от-
вечать требованиям СНиП 11—35—76 и «Правилам устройства и безопасной экс-
плуатации паровых и водогрейных котлов». В комплекс котельной установки вхо-
дят: здание котельной; дымовая труба; галереи для подачи топлива и удаления
золы, коммуникации электроснабжения и водоснабжения (рис. II 28). Котельную
располагают вблизи от основных потребителей тепла- калориферной установки,
ЛБК и других потребителей Для отопления, вентиляции, горячего водоснабже-
ния и технологических нужд используют перегретую воду с температурой 150—
70 °C
Котельные состоят из помещений для установки котлов, насосов, помещения
для вентиляторов и водоочистки Их компонуют по агрегатному принципу. Каж-
дый котел вместе со вспомогательным оборудованием образует отдельную ячейку.
Все трудоемкие процессы (подача топлива, удаление золы и шлаков) механизиро-
ваны.
Компрессорные установки предназначаются для получения сжатого воздуха,
который используется как энергоноситель.
Расчет компрессорных установок ведут в следующем порядке: определяется
расход воздуха по сменам, тип и производительность одного компрессора, место
расположения компрессорной станции, основное оборудование станции, выби-
рается схема водоснабжения, производится расчет воэдуховодиой сети, опреде-
ляются технико-экономические показатели работы компрессорной установки.
Компрессорную установку располагают в центре потребителей сжатого воз-
духа Здание компрессорной (рис II 29) обычно входит в состав блока зданий
Рис. 11.28. Котельная с тремя котлами КБ-10 14 с
вспомогательного ствола, ио может размещаться и отдельно. В некоторых случаях
дли проведения подготовительных работ (при расходе воздуха до 10 м3/мин) устраи-
вают подземные компрессорные станции с применением специальных передвиж-
ных компрессоров. На компрессорных станциях рекомендуется принимать уста-
новку одинаковых агрегатов. На турбокомпрессорных станциях допускается
установка одного вспомогательного компрессора меныпей подачи для работы в ре-
монтные смены и с целью улучшения регулирования подачи станции. Для стан-
ций, состоящих нз трех агрегатов, предусматривается резерв до 50 % расчетной
подачи, с большим числом агрегатов от 20 до 30 %, но не менее одного агрегата.
§ 36. Материальные склады
Материальные склады предназначаются для приема, хранения и выдачи цеп-
ных материалов. Рудничные склады являются, как правило, расходными и обеспе-
чивают прием, хранение и выдачу материалов потребителям рудника. Запас ма-
териалов принимают в размере 15-суточного расхода Площади складских поме-
щений (табл 11.20) определяются исходя из количества хранящихся материалов,
запасных частей, деталей, условий хранения и нагрузок на пол.
82
Таблица 11.20
Площадь складских помещений, м2
Годовая производ- ственная мощность шахты, тыс т Всех Теплых помещеннп Закрытых холодных помещений Помещений под наое-
100-200 80 120 10-20 30-50 40-50
200-500 150-200 10-20 70-100 70-80
500-1000 200-300 20-30 90-150 90-150
1000-2000 300-500 30-50 100—250 170-200
Складские здания строят преимущественно одноэтажными Объемио-плаии-
ровочные решения зданий должны обеспечивать применение прогрессивной тех-
нологии складирования, комплексную механизацию погрузочно-разгрузочных
работ. Объемио-планировочныс решения складов, несущие и ограждающие
конструкции, высота помещений, шаг колонн выбираются о соответствии с нор-
мами проектирования производственных зданий.
§ 37. Склады взрывчатых материалов
Склады ВМ — одно или несколько хранилищ взрывчатых материалов с под-
собными сооружениями, расположенными иа общей огражденной территории.
По назначению склады ВМ разделяются на базисные и расходные, базисные
склады служат исключительно для снабжения ВМ расходных складов Расход-
ные склады служат для обеспечения ВМ непосредственно мест производства
взрывных работ. Склады ВМ подразделяются иа поверхностные, полууглублен-
ные, углубленные и подземные. К поверхностным относятся склады, основания
хранилищ которых расположены иа уровне поверхности земли; к полууглублен-
иым — склады, хранилища которых углублены в землю не более чем по карниз
здания; к углубленным — когда толщина грунта над хранилищем составляет
менее 15 м; к подземным — когда толща грунта над хранилищем превышает 15 м.
По срокам службы склады ВМ разделяются иа постоянные со сроком службы
более трех лет, временные со сроком службы до одного года и кратковременные
для храпении ВМ о процессе производства работ временного характера.
На взрывных работах передвижного характера допускается хранение ВВ
на все время работы па специально оборудованных автомобилях.
В зависимости от вида ВМ емкость отдельных хранилищ базисного склада
не должна превышать для ам.миачноселитрепных ВВ, тротила и сплавов его с дру-
гими нитрососдниепнями, ВВ с содержанием жидких нитроэфиров не свыше
15%, флегматнзироваПиого гексогена — 240 т; для ВВ с содержанием нитро-
эфиров более 15%, гексогена нефлег.матизированного, тетрила — 60 т, для по-
рохов дымных и бездымных — 120 т; для детонирующего шпура и детонаторов
(масса с тарой) — 120 т, для огнепроводного шнура — без ограничения.
Предельная емкость отдельных хранилищ постоянного расходного поверх-
ностного склада не должна превышать 60 т, а временных складов — 25 т Общая
емкость всех хранилищ постоянного расходного поверхностного склада не должна
превышать 120 т ВВ, 250 тыс детонаторов, 100 тыс. м детонирующего шнура и
огнепроводного шнура без ограничения. Предельная емкость подземных расход-
ных складов не должна превышать трехсуточного запаса ВВ и десятисуточиого
запаса СВ.
Хранение взрывчатых материалов разных групп в одном хранилище по-
стоянного или временного расходных складов допускается в исключительных
случаях с разрешения вышестоящей организации при соблюдении следующих
условий ВМ различных групп должны храниться в различных помещениях хра-
нилища, отделенных одно от другого сплошной (без проемов) кирпичной или бе-
тонной стеной с толщиной не менее 25 см; общая численность детонаторов при
этом должна быть не более 10 000 шт ; ящики с детонаторами должны уклады-
ваться иа стеллажах, расположенных у наружной степы; общее количество ВМ
всех видов не должно превышать 3 т; выдача ВВ и детонаторов должна произво-
83
Рнс. II.30. Поверхностные базисные склады аммиачиоселнтренных ВВ емкостью 120 т
(а) н 240 (б):
1 — хранилище ВВ. 2 — хранилище СВ; 3 — лаборатория; 4 — водопроводная насосная
станция; 5 — караульное помещение на 8 чел.; б — сарай для противопожарных средств;
7 _ туалет на 2 очка; в — туалет на I очко; 9 — резервуар для воды (противопожарный)
емкостью 100 м’; 10 — караульные вышки; и — молниеотводы
днться на поверхностных складах из разных тамбуров илн разных помещений
хранилищ; хранилища ВМ должны хорошо проветриваться и защищаться от про-
никновения воды.
Территория постоянных складов ВМ должна удовлетворять следующим тре-
бованиям иметь водоотводные канавы с соответствующим уклоном; все дороги
и подъездные пути иа территории склада должны содержаться в чистоте и полной
исправности; отдельные хранилища должны быть расположены так, чтобы был
обеспечен свободный подход и подъезд к каждому хранилищу; расстояние между
отдельными хранилищами, а также между хранилищами и различными зданиями
и сооружениями вне территории склада должно соответствовать требованиям
«Единых правил безопасности при взрывных работах».
На территории склада ВМ разрешается располагать следующие здания и со-
оружения хранилища ВВ и СВ; помещение для раскупорки ящиков с ВМ I,
III, IV групп, резки детонирующего п огнепроводного шнуров; здания к площадки
для подготовки аммиачпоселитренпых ВВ, для оттаивания динамитов — только
при расходных складах; караульные вышки; будки длн сторожевых собак; ла-
боратории и полигоны, сарай для противопожарных средств; водоемы, проход-
ную будку (при отсутствии караульного помещения).
Караульное помещение должно находиться на расстоянии не менее 50 м от
ограды склада (за пределами), а сарай илн навес для храпения тары не менее 25 м.
От ограды до ближайшей стены хранилища должно быть не менее 40 м. Высота
ограды территории складов ВМ должна быть нс менее 2 м. По верху ограды из
дерева, кирпича, камня натягивается иа металлические стержни колючая прово-
лока в четыре нитки высотой не менее 0,5 м Калитки и ворота, устанавливаемые
в ограде, запираются на замок.
Строительство складов ВМ производится по типовым проектам (рис II 30)
ПроДоподго-
Химичес к а я лaffoрат врия товительная
Рнс. 11.31. Химическая и пробоподготовнтельиая лаборатории:
1 — спектрографическая; 2 — подготовка проб, 3 — начальник лаборатории^ — фото-
коыната; S — сероводородная; 6 — весовая; 7 — моечная; 8 — аналитический аал; 9 —
минералогическая; 10 — препараторская: П — полярографическая н комната старшего
техника; 12 — шлифовальная; 13 — кладовая; 14 — приточная камера, 1S —гардероб.
16 — санузлы
85
§ 38. Рудничная лаборатория
Рудничная лаборатория (рис. 11.31) занимается пробораэделкой, определе-
нием химического и минерального состава руд и вмещающих пород, а также оп-
ределенном состава рудничной атмосферы, ее запыленности и температуры.
Общая площадь (табл. 11.21) помещений рудничной лаборатории зависит от про-
изводственной мощности рудника и суточного объема работ.
Площадь помещений рудничной лаборатории
Табл нца 11.21
Годовая производ- ственная мощность рудника, тыс т Объем работ в сутки Площадь поме- щенмя, ма
проб определеинй
30-70 10-20 30-60 150-250
100-300 20-40 70-120 250-400
300-600 40-60 120-180 400-550
600-1000 60-100 180- 300 550-650
1000-1500 100-150 300-400 650-700
РАЗДЕЛ 111
РУДНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ
И ГЕОЛОГО-МАРКШЕЙДЕРСКОЕ ДЕЛО
ГЛАВА 1
УСЛОВИЯ ФОРМИРОВАНИЯ ГОРНЫХ ПОРОД
§ 39. Строение и химический состав земной коры
Земля имеет центрально-симметричное строение и состоит из геосфер маг-
нитосферы, атмосферы, гидросферы, земной коры, астеносферы, мантии (верхней,
средней, ннжней) и ядра (внешнего и внутреннего).
Земная кора является наиболее неоднородной геосферой. Ее полный верти-
кальный разрез трехслоен. Выделяются- осадочный, гранитный н базальтовый
слои, последние два разделяются границей Конрада. За нижнюю границу коры
принимается граница Мохоровичича <М). Гранитный слой состоит главным обра-
зом из кислых магматических (группа гранита) и метаморфических пород низких
фаций; базальтовый — из основных пород типа габбро и метаморфических пород
высоких фаций; подкоровый субстрат—из ультраосновных пород (перидотиты,
гранатовые перидотиты, меймечиты) или эклогитов.
Горизонтальная неоднородность земной коры выражена континентальной
н океанской зонами, а также корой переходного типа. Континентальная кора
характеризуется наличием вышеуказанных трех слоев и большими мощностями
(средняя мощность -—35 км; максимальная, под горами — до 70—75 км). Мощ-
ность океанской земной коры колеблется от 5 до 10 км. Этн мощности определяют
поверхность Мохоровичича, которая отделяет имеющую кристаллическое строе-
ние земную кору от подстилающей ее астеносферы, в которой горные породы под
действием высокой температуры и большого давления находятся в аморфном
состоннин.
Сплошность земной коры прерывается большим количеством вертикальных
и наклонных нарушений, разбивающих ее на блоки.
В настоящее время вся добыча полезных ископаемых ведется из верхней части
земной коры Твердые полезные ископаемые разведуются и разрабатываются до
глубины 3—4 км.
Химический состав земной коры характеризуется следующим рас-
предслснием элементов, %’
кислород 46.60 фосфор 0,118
кремний 27,72 марганец 0,100
алюмнпнй 8,13 фтор 0,06-0,09
железо 5,00 сера 0,0520
кальций 3,03 углерод 0,0320
натрий 2,83 хлор 0,0314
калий 2,59 рубидий 0,0310
магний 2,09 стронций 0,0300
титан 0,44 барий 0,0250
97
цирконий 0,0220 олово 0,0040
хром 0,0200 иттрнй 0,0028
ванадий 0,0150 ниобий 0,0024
цинк 0,0132 неодим 0,00239
никель 0,0080 кобальт 0,0023
медь 0,0070 лантан o.ool аз
вольфрам 0,0069 свинец 0,0016
литий 0,0065 галлий 0,0015
азот 0,00463 торий 0,00115
церий 0,00461
Менее 0,001 %: молибден, германий, цезий, самарий, гадолиний, бериллий,
празеодим, мышьяк, скандий, гафний, диспрозий, уран, таллий, бор, иттербий,
эрбий, тантал, бром, гольмий, европий, сурьма.
Менее 0,0001 %: тербий, лютеций, ртуть, иод, тулий, висмут, кадмий, се-
ребро, индий.
Менее 0,00001 %: селен, аргон, палладий.
Менее 0,000001 %: платина, золото; гелий, теллур, радии, рений, иридий.
Меиее 0,00000001 %: неон, криптон, ксенон (рутений, осмий — количества
неизвестны), водород — данные по анализу пород непостоянны.
Менее 0,000000001 %: радий, протактиний, актиний, полоний, радон.
Нептуний, плутоний, технеций и прометен обнаружены в чрезмерно ма-
лых количествах в урановых рудах, образовались под действием нейтронов.
Летании и франций обнаружены в чрезвычайно малых количествах, обра-
зовались в результате радиоактивного распада.
§ 40. Генетические типы горных пород
Горные породы — естественные минеральные агрегаты определенного состава
и строения, сформировавшиеся в результате геологических процессов и залегаю-
щие в земной коре в виде самостоятельных тел. С геохимической точки зрения
горные породы — естественные закономерные ассоциации минералов, состоя-
щих преимущественно из пстрогеииых элементов (главных химических элементов
породообразующих минералов) Формы залегания горных пород и их веще-
ственный состав обусловлены геологическими процессами.
Эндогенные процессы (связанные с внутренними силами земли) приводят
к образованию магматических (изверженных) пород, которые могут формироваться
как в глубинах земли, так и па ее поверхности. Магматические породы, образо-
вавшиеся в глубинах земли, назыпаюгся глубинными или интрузивными. Они
подразделяются па абиссальные (глубина от 3—5 до 10—15 км от земной поверх-
ности) и гнпабиссальиые (магматическая порода, образовавшаяся иа небольших
глубинах). К магматическим породам, образовавшимся па земной поверхности
илн па дне водных бассейнов, относятся излившиеся лавы (собственно эффузив-
ные породы), выдавленные вязкие лавы и выброшенные в твердом состоянии
продукты вулканических извержений. Все эти типы магматических пород полу-
чили название экструзивных.
экзогенным процессам относят физическое и химическое выветривание, вы-
падение веществ из растворов, жизнедеятельность организмов и другие факторы,
которые приводят к образованию осадочных пород.
д метаморфическим процессам относят вторичные изменения (метаморфизм)
осадочных или магматических пород под воздействием температуры и давления,
а также привнос и вынос веществ, ведущие к существенному изменению химизма
исходного материала Метаморфические процессы, идущие с изменением химиче-
ского состава, называются метасоматическими, а возникшие породы — мета-
соматитами. В соответствии с этими процессами построены классификации гор-
ных пород (табл. HI.1, III 2, III.3).
83
Классификация магматических горных пород
. Условия геологиче- ского зале- гания Группы пород по
Ультра- основные (40) Основные (40-52) Средние (52—65) Кислые (65-75)
И 1итрузнви
Абиссаль- Перидо- Габбро Диориты Граниты
ные ТИТЫ
Гипабис- Пикриты Диабазы, Спессарти- Граннт-пор-
сальные и микро- ты, керсан- фиры, аплиты,
жильные габбро титы, мик- пегматиты.
родиориты кварцевые порфиры, фельзит- порфиры
Э кструзивн
Кайпотипные Пикриты Базальты Андезиты Липариты
эффузивы (риолнты), пемзы, обсидианы
Палсотип- Пикрито- Порфири- Порфириты Кварцевые
иые вые пор- ты (базаль- андезитовые порфиры (ли-
эффузивы фириты товые, спи- наритовые
литовые) и порфиры)
спилиты
Вулкано- Туфы и ту фо лавы пикритов, базаль- Игнимбрнты, ту-
класти- тов, диабазов, андезитов и др., ким- лппаритоо. квар-
ческне оерлнты цевых порфиров
и др.
Таблица Ш 1
S1O,. %
Средние с повышен- ной щелоч- ностью (52-65) Фельдшпа- тондные щелочные (50-56) Фельдшпа- тондные основные (40-52) Фельдшпатоид- ные бесполе- шпатовые
Сиениты
Сиенит-
порфиры,
микро-
сиениты
Нефелино- вые сиениты Фельдшпа- тоидпые габбронды- Ийолиты, уртнты
тералиты и эссекситы
Нефелино- Тешениты, Ииолит-порфи-
вые сие- камптони- ры, нйолит-пор-
пит-порфи- ты, мон- фировые пегма-
ры, нефе- лин-сиенн- товые пег- матиты и др. чикиты титы и др.
ы е
Трахиты
Фонолиты
Тефриты, Нефелиновые
тефрита- лейцититы, не-
базальты фелиинтындр.
Порфиры
трахитовые
и др.
Туфы и
туфолавы
трахитов
и др.
Туфы и туфолавы фонолитов, тефритов,
нефелинитов
Таблица III.2
Классификация осадочных горных пород
Генетические группы
пород
Породы
Обломочные
Рыхлые и слабоуплот-
иеиные
Сцементированные
Обломки не окатаны гл ябы, щебень, дресва
Обломки окатаны, валуниики, галечники, крупные,
средние, мелкие; гравий крупный, мелкий
Обломки не окатаны: брекчия глыбовая, крупная,
средняя, мелкая; дресвяник крупно- и мелкозерни-
стый
Обломки окатаны: конгломерат валунный, крупно-
галечниковый, среднегалечниковый, мелкогалечнн-
ковый, гравелит крупнозернистый: мелкозерни-
стый; песчаники полимиктовые, аркозовые, квар-
цевые; алевролиты
К о л л о и д н о- о с а д о ч н ы е
Коллондио-осадочныс
породы глинистые
пластичные
нспластичныс
Глиноземистые породы
Железистые породы
Марганцовистые руды
Глины, каолипитовая, монтмориллонитовая, поли-
миктовая, суглинок
Глина сухарная, аргиллит
Боксит, латерит
Бурый железняк
Руда марганцовистая
Хемогснньге
Сульфатные
Галоидные
I Гипс, ангидрит
Соль каменная, соль калийная (сильвинит, кар-
| паллит) 1
Медистые
Кремнистые
Карбонатные
Фосфатные
Биохимические |
I Медистый песчаник и алевролит .1
Диатомит, трепел, опоки, яшма, сланец кремнистый
Известняк, доломит, мергель i
| Фосфорит 1
Органогенные
Торф
Ископаемые утли.
гумусовые
сапропелпты
Природные би1умы
Группа нефти
90
Торф
Угли' бурый, каменный, антрацит
Сланец горючий <
Озокерит, асфальт, асфальтит, керит J
Нефть, природный газ <
1
Таблица III 3
Классификация метаморфических пород
Исходные породы Температура образования, °C
низкая н средняя ( <400)_ высокая (400—600) весьма высокая (600-800)
Региональный метаморфна? 4
Алюмосиликатные Метаморфизован- Кварциты, гней- Кварциты, мета-
обломочные (пес- пые песчаники, сы, метаморфизо- морфизованные
чаинки, кремни- кварцито-песчапи- ванные конгломе- кварциты, гней-
стые сланцы) ки, метаморфизо- ванные конгломе- раты раты сы, гранито-гней- сы, метаморфизо- ванные конгло-
Карбонатные (из- Кристаллические Мраморы, доло- Мраморы, извест-
вестпяки, доломи- известняки и до- митовые мрамо- ково-силикатные
ты и т. д) ЛОМИТЫ ры, диопсидовые и трсмолитовые мраморы кристаллические породы (бесквар- цевые гнейсы, миг- матиты, диопсид- карбонатные, диопснд-скаполи- товыс, диопсид- амфнболовые по- роды)
Глиноземистые (глины, аргилли- ты, алевролиты, мергели, кислые туфы и др.) Филлиты Кристаллические сланцы, гнейсы Инъецированные гнейсы и мигма- титы, гранито- гнейсы, чариоки- ты
Железисто-магне- зиальные (глины монтмориллонито- вые, туфы основ- ные и др.) Зеленые сланцы Амфиболиты, ам- фиболиты полево- шпатовые, слан- цы кристалличе- ские, гнейсы Кристаллические Амфиболиты, ам- фиболопые и пи- роксеновые миг- матиты, гнейсы инъецированные
Эффузивные раз- Порфириты, порфи- Ортогпейсы, миг-
личного состава ритоиды, серици- топндные и зеле- ные сланцы ортосланцы и ор- тоамфиболиты матиты, грани- то-гнейсы, гпейсо- 1 рани гы
Ультраосновные и Талько-хлорито- Ортоамфиболиты, гранатовые амфи- Ортоамфиболиты,
основные интру- вые, талько-карбо- гранатовые амфи-
зивные натные породы, зеленые сланцы болиты болиты, мигма- титы
Средине н кислые интрузивные Контактовый Ортогнейсы, оч- ковые гранито- гнейсы метаморфизм Ортогнейсы, гней- совидиые граниты
Алюмосиликатные Ороговикованныс Контактовые ро- Мигматиты, гра-
обломочные песчаники, алев- говики нитизированные
Карбонатные ролиты и др. Кристаллические известняки и до- ломиты Мраморы, тремо- лнтовые, волла- стонитовые, дио- псидовые поро- ды, известково- силнкатовые ро- говики породы Мраморы и скар- ноиды
91
Окончание табл. II 1.3
Исходные породы Температура образования, °C
низкая н^средняя высокая (400—600) весьма высокая (600-800)
Глинистые туфы и туффиты Эффузивные раз- личного состава Пятнистые и узло- ватые сланцы Орогови кованные эффузивы Контактовые ро- говики То же Мигматиты, гра- нитизированные породы Гранитнэирован- ные породы или мнгматнты
ГЛАВА 2
КЛАССИФИКАЦИЯ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
В зависимости от целевого иаэиачеиия месторождения могут быть классифи-
цированы: по генезису (происхождению и условиям образования); по веществен-
ному составу полезных ископаемых; по минеральному составу; по морфологиче-
ским признакам (форме, размерам и условиям залегания); по промышленной
принадлежности.
§ 41. Классификация рудных тел по морфологии
Рудные тела классифицированы по форме минеральных тел, морфологиче-
ским типам эндогенных рудных тел; основным формам полезных ископаемых и
другим признакам (табл. III.4).
Таблица III.4
Классификация рудных тел месторождений полезных ископаемых
По геометрическому признаку По взаимоотношению с вмещающими породами
сингенетические • тела эпигенетические тела
Изометрические тела Шток, гнездо, вкраплен- ность Шток, гисэдо, вкраплен- ность
Плитообразные тела Пласт, линза, чечевица Жила, седловидная жи- ла, линза, чечевица
Столбообразные тела То же Столбообразное тело, столбчатая жила
Сложные тела Сложный пласт Штокверк, сложная жи- ла, сетчатая жила
* Одновременно образовавшиеся.
•° Вторичные, возникшие после сформирования каиого-лнбо минерала, осадка,
горнов породы.
92
§ 42. Группировка месторождений полезных ископаемых
по их промышленной принадлежности
Важнейшие полезные ископаемые группируют исходя из основных отраслей
нх промышленного потребления следующим образом:
1. Топливно-энергетическое сырье: нефть, газ, уголь, ураи.
2. Черные, легирующие и тугоплавкие металлы: руды железа, марганца,
хрома, титана, ванадия, никеля, кобальта, вольфрама, молибдена, ниобия, тан-
тала, циркония.
3 Цветные металлы, руды алюминия, меди, свинца, цинка, олова, висмута,
ртути, сурьмы.
4. Благородные металлы золото, серебро, платиноиды.
5 Химическое и агрономическое сырье, калийные соли, фосфориты, апатиты,
сера, плавиковый шпат.
6. Техническое сырье: алмазы, асбест, графит, пьезокварц, оптический флюо-
рит, исландский шпат, мусковит, флогопит.
7 Флюсы и огнеупоры, кальцит (известняк), доломит, магнезит, кварц и
кварЦнт, огнеупорные глины.
8. Строительные материалы, цементное сырье.
Некоторые виды минерального сырья могут быть отнесены к нескольким
группам.
§ 43. Основные руды и минералы [72]
Руды и минералы цветных металлов. Руды для получения гли-
нозема и алюминия. Основным сырьем для алюминиевой промышлен-
ности во многих странах мира являются бокситы, которые перерабатываются на
глинозем гидрохимическим способом (Байера), способом спекания или комбини-
рованным (Байера—спекания). Из глинозема электротермическим путем полу-
чают алюминий.
Промышленностью освоен способ производства глинозема из нефелиновых
и алунитовых руд. Перспективно получение алюминия и его сплавов из высоко-
глиноземистых пород (кианитов, силлиманитов, каолинитов и др ) электротерми-
ческим путем, минуя стадию глиноземного производства.
Бокситы — это горная порода, состоящая из гидроокислоп алюминия, окис-
лов и гидроокислов железа, глинистых минералов н кварца. Основными показа-
телями качества бокситов являются содержание окиси алюминия н кремниевый
модуль (отношение содержаний окнеи алюминия и двуокиси кремния). В зависи-
мости от этих показателей бокситы подразделяются на марки и сорта (табл. III 5).
В зависимости от содержания двуокиси углерода, серы, окислов железа
(в пересчете на Fe2Os) и гигроскопической влаги бокситы подразделяются па типы
(табл. II 1.6).
Бокситы, используемые для производства глинозема по методу Байера, под-
разделяют иа моногидратиые (бемитовые и диаспоровые) и тригидратныс (гиб-
бситовые). Содержание минералов бемита и диаспора в тригндратных бокситах
не должно превышать 5 %
Бокситы, используемые для производства электрокорунда, глиноземистого
Цемента, огнеупоров и мартеновского производства, по содержанию примеси
Должны соответствовать требованиям, указанным в табл. III.7.
Медные руды. О распределении запасов меди по отдельным типам месторож-
дений можно судить по табл. III 8.
В СССР главное значение (более 90 %) имеют четыре промышленных типа
месторождений меди, медпо-иикелевый, медистых песчаников и сланцев, медио-
колчеданный и медно-порфировый.
Минимальное содержание меди в рудах разрабатываемых медно-порфировых
Месторождений составляет 0,4—0,5 %; в рудах других генетических типов ме-
сторождений оно обычно превышает 1 %.
Медно-песчаниковые руды — это оруденелые осадочные породы, состоящие
на 85—99 % из породных минералов: кварца, полевого шпата, кальцита, сери-
"*ита и др.
93
Таблица 1115
Марки и сорта бокситов (ГОСТ 972—74) *
Марка Сорт мальное содер- жание алюми- нневый модуль, не менее Преимущественная область использования
Б-00 - 50 12,0 Производство глинозема, элсктроко- рунда марки А16 и глиноземистого цемента
Б-0 — 50 10,0 Производство глинозема, электроко- рунда марок AI5 и А14 и глиноземи- стого цемента
Б-1 - 48 8,0 Производство глинозема и электроко- рунда марки А14
Б-2 — 43 6,0 То же
Б-3 I II 45 35 5,0 5,0 Производство глинозема
Б-4 I 43 3,9
11 III 42 40 3.0 3,0 То же
Б-5 - 48 2,6 Производство глинозема, огнеупоров, мартеновское производство
Б-6 1 45 2,0 Производство огнеупоров и мартенов- ское производство
II 37 2,0 Мартеновское производство
Таблица 111.6
Типы бокситов по содержанию примесей (ГОСТ 972—74) *
Тип боксита Примеси Содержанке при- месей. %
Малокарбонатный Карбонатный Высококарбопатиый Двуокись углерода Менее 0,6 0,6-2,0 Более 2,0
Малосернистый Сернистый В ысокосер нистый Сера Менее 0,3 0,3-0,8 Более 0,8
Маложелезистый Железистый Высокожслезистый Окнслы железа в пересчете на Fe2 О3 Менее 10 10-18 Более 18
Маловлажный Влажный Высоковлажныи Гигроскопическая влага Менее 10 10-15 Более 15
• ГОСТ 972-74 действует до 01.01-83.
94
Таблица 1117 Требования к бокситам в зависимости от их назначения (ГОСТ 972 74)
Назначенпс Марка Содержание при- месей. % (не более) ^22
S Р,О4 СаО
Производство элсктрокорупда Производство глиноземистого цемента Производство огнеупоров Мартеновское производство Б-00, Б-0 Б-1. Б-2 Б-00, Б-0 Б-5, Б-6 (1с) Б-5, Б-6 0,3 0.8 0.5 0,2 0,5 0,6 2,0 1.5 250 180
• Кальциевый модуль бокситов — отношение содержания держанию окнен кальция. ОКИСИ 1 1Л1ОМНПНЯ к со-
Таблица 111.8
Запасы меди по лромышленно-геиетнческим типам месторождений
капиталистических и развивающихся стран
Генетическая группа месторождений Промышленно* генетический тнн месторождения Запасы ме- ди. %
1. Магматическая II. Карбонатитовая III. Скарновая IV. Гидротермальная V. Колчеданная VI. Стратиформная А. Медио-инкелевый Б. Ванадиево-железо-медпый Карбонатитовый Скарновый Л. Медно-порфировый Б Кварц-сульфидный (жиль- ный) В Самородной меди Мсдно- кол чеда нныи Медистых песчаников и сланцев 3,1 0.8 0.6 55,3 1,2 1,0 8.8 29,2
Итого 100,0
Главные минералы сульфидных руд: халькопирит (CuFeS2), халькозин
(Cu2S), бориит (CujFcSJ. Присутствуют: ковеллин (Cu2S CuS3), блеклая руда
(Cu12As4S13; Cuj2Sb4Sn), бетехтиннт (Pb2 [CnFe]2iSj5) и немного пирита (H2S).
Сульфиды находятся п тесном и тонком вэаимопрорасгании, развиты структуры
замещения (зональная и др.), сульфндной фракции в руде до 15 %. Сопутствую-
щие компоненты, серебро и ренин.
В эоне окисления руды обычно пористые и глинистые с полным окислением
сульфидов. Рудные минералы- малахит (Си2. [СОЭ] (ОН)2), азурит
(Си, [СОЭ]2 (ОН)2), брошантит (Сщ [SO4] [ОН]в), куприт (Си2О), хризоколла
(CuSiO3nH2O) и др. Если относительное содержание окисленной меди составляет
50—70 %, то руды считаются окисленными, менее 10 % — сульфидными (точно
границы не установлены).
Медно-порфировые руды состоят из граиитоидных пород (гранодиорнт-
порфиры, .монцониты и др ), а также из пород экзоконтакта, несущие равномерно
вкрапленное либо прожнлково-вкрапленное сульфидное оруденение
Главные минералы- халькопирит, халькозин, борнит, пирит, молибденит
(MoS2) н другие сульфиды. Общее содержание сульфидов обычно не превышает
95
3—4 %. Если окисленной меди содержится менее 10—15 % от общей, то руды счи-
таются сульфидными, при содержании от 10—15 до 50—75 % — смешанными,
более 50—75 % — окисленными. В зоне окисления распространены .минералы,
малахит, азурит, хризоколла, брошантит и др.
Медно -цинковые колчеданные руды — тонкозернистые с вкраплен-
ностью сульфидов меди и пипка.
Главным медьсодержащим минералом в руде является халькопирит, iuiiik-
содержащи.м — сфалерит (ZnS).
Второстепенное значение имеют минералы халькозин, борнил, теннантит
(Cu12As4Sla), марказит (FeSj), пирротин (Ьел8х+1). Встречаются арсенопирит
(FeAsS), кубанит (CuFeaS3), аргентит (Ag2S), галенит (PbS). В неокнелеиных медио-
ципковых рудах относительное суммарное содержание сульфидов изменяется
в пределах от 50 до 100%. При окислении медио-цинковые руды совершенно
разрушаются, образуя так называемые «железные шляпы», которые нередко обо-
гащены золотом.
Магматические сульфидные медно-никелевые руды бывают сплош-
ные и вкрапленные. Основные сульфидные минералы: пентландит
((Fe, Ni)eSe ], халькопирит, кубанит, пирротин и др. До 20 % общего никеля за-
ключено в силикатных минералах, 3—5 % сульфидного никеля находится в руде
в тонкоднсперсном состоянии. Около 50 % кобальта, содержащегося в руде,
связано с оливином ((Mg, Fe)2 [SiO4l (ультраосиовпая порода). Почти вся медь
находится в сульфидной форме.
Эндогенные свинцово-цинковые (полиметаллические} руды. Глав-
ные минералы в сульфидных рудах халькопирит, галенит, сфалерит Присут-
ствуют пнрит, арсенопирит, блеклые руды н др Серебро связано с галенитом,
теннантитом, тетраэдритом (Cui2Sb4Su) н др. Золото встречается в свободном
состоянии или входит в состав пирита и халькопирита Кадмий чаще содержится
в сфалерите.
Окисленные и смешанные руды характеризуются более сложным минеральным
составом Если относительное количество окисленного свинца в руде составляет
10—15 %, то руды относятся к сульфидным, от 10—15 до 40—85 % — к смешан-
ным н свыше 40—85 % — к окисленным. Эти критерии уточняются для каждого
месторождения.
Для свинцовых и свинцово баритовых руд характерен следующий минераль-
ный состав: галеннт, пирит, марказит, церуссит (РЬСО3), сфалерит, кальцит
(СаСО3), доломит [Са, Mg (СОЭ)2], сидерит (FeCO3), барит (BaSO4), немного кварца
(SiO2) и иногда флюорита (CaF2). Им присущи тонкая вкрапленность и высокая
степень окисления.
Вольфрамовые и молибденовые руды Собственно вольфра-
мовые руды сосредоточены в месторождениях скарнового, грейзенового н гидро-
термального типов и россыпях, а молибденовые — в штокверковых, меднопорфи-
ровых н скарновых месторождениях. Минимальное промышленное содержание
трехокнеи вольфрама в коренных рудах разрабатываемых месторождений состав-
ляет 0,2 %; минимальное среднее содержание металла в разрабатываемых рудах
собственно молибденовых месторождений обычно превышает 0,07 %, а в комплекс-
ных рудах (меднопорфировых) — от 0,005 до 0,02 %. Главные минералы вольф-
рама — вольфрамит (Мп, Fe) WO4, шеелит (CaWO4), гюбнерит (MnWO4), фербе-
рит (FeWO4) и молибдошеелит CaW (Мо) О4 (сейрнгит); молибдена — молибде-
нит (MoSj), молибдошеелит н в зоне окисления повеллит (СаМоО4).
В вольфрамовых рудах присутствуют: пирит, халькопирит, арсенопирит,
галенит, золото н др Чисто молибденовых руд практически не ворочается, в них
чаще присутствуют вольфрамит, шеелит, берилл {ВеэА12 [SieOle]}, монацит
(Се, La . .'.) РО4, касситерит (SnO2), халькопирит, галенит, сфалерит н золото.
Оловянные руды Оловорудпые месторождения делятся на три фор-
мации- пегматитовую, касснтернт-кварцевую, объединяющую грейзены и кварце-
ворудные гидротермальные образования, и касситернт-сульфидную, включающую
все остальные гидротермалнты, а также скарны.
Главный рудный минерал — касситерит, сопутствующие — галеннт, халько-
пирит, пирротин, пнрит, арсенопирит, сфалерит, станнин (Cu8FcSnS4), блеклые
руды, серебросодержащие, висмутовые, сурьмяные и другие минералы. Сульфидно-
96
касситеритовые и силикатпо-касснтернтовые руды различаются количеством
г«льфидов и железистых силикатов (хлорита {(—Mg, Fe, Л1)в {(SiAl)40i21 (ОН)3|
./турмалина {Na (Mg, Fc)3 (Л), Fe)s [BO.,1 (Si0Ole]J).
Золотосодержащие руды. Месторождения золота представлены
эпДО1епиыми, экзогенными и метаморфогснными образованиями Простые квар-
цевые, охристые, тальковые, баритовые руды содержат золото (крупное или мел-
кое) в свободном виде. Кварц-сульфидные руды содержат сульфиды (до 3—5 %),
аргентит (Ag3S), пирит, халькопирит, галенит. Золото обычно ие связано хими-
чески с другими элементами, а образует самородные сплавы с другими металлами.
Медистые руды содержат преимущественно мелкое и тонкодисперспое золото
п халькопирите н пирите. Сопутствующие минералы — борнит, халькозин, мала-
хит, азурит и др. Сложные золотосодержащие руды: мышьяковистые, сурьмя-
нистые, углесодержащие и др.; сопутствующие минералы — пирит, халькопирит,
арсенопирит (FeAsS), аурипигмент (As2S3), реальгар (AsS), антимонит (Sb2Sg),
лягиокнсь сурьмы и др.
Руды и минералы черных металлов. Железные руды. Железорудные
месторождения разделяются по генетическим группам на. магматические; коитак-
тово-метасоматнчсские, гидротермальные; вулканогенно-осадочные, осадочные
морские (слабометаморфнзованные и неметаморфизованиые); осадочные конти-
нентальные; коры выветривания (остаточные и инфильтрационные); метаморфи-
ческие (метаморфизованные, мстаморфогсниые) Внутри каждой группы по осо-
бенностям минерального состава руд н геологического положения выделяются
классы или формации. В зависимости от основного рудообразующего минерала,
определяющего технологические свойства руды, промышленные железные руды
разделяются на следующие основные типы магнетитовые (магнитные желез-
няки), полумартитовые и мартаговые, содержащие до 50—65 % железа; тптаио-
магнетнтовые (до 55 % железа и до 20 % двуокиси титана); гематитовые н гидро-
гематитовые (красные железняки) — до 50—66 % железа; гидрогстнтовые (бу-
рые железняки) — до 40—50 % железа; сидеритовые (карбонатные) — в среднем
30—35 % железа; жслезнсто-хлорнтовые (силикатные) — 25—40 % железа.
Нижний предел промышленного содержания железа для магнетитовых и
гематитовых руд— 45—48 % (без обогащения 54 —58 %), для бурых железня-
ков — 37—40 % (без обогащения 42—48 %) и для сидеритовых руд — 27—30 %
(без обогащения 3]—35 %). Допускаются вредные примеси в обычной железной
руде для доменной плавки, серы — 0,005—0,008 % на 1 % железа, фосфора —
0,003—0,004 % на 1 % железа, мышьяка и цинка — не более 0,1 %, свинца —
не более 0,01—0,015 %. Полезными примесями в железных рудах явля-
ются марганец, никель, ванадий, медь, хром, титан, кобальт, вольфрам,
молибден.
Марганцевые руды. Марганцевые месторождения по генезису клас-
сифицируются иа осадочные, магматогенные и метаморфизованные. В СССР
около 95 % запасов марганцевых руд сосредоточено в осадочных месторождениях
морского происхождения. Главные минералы, пиролюзит (МпО2), псиломелан
{(Ва, Мпг+)з (О, ОН)0Мп1+О,о), родохрозит [Мп (СО,) 1, браунит Mn2+Mn3+SiO12,
гаусманит (MnMnjOj), мангаиокальцит [(Мп, Са) СО31 и вериадит (МпО2пН2О).
В металлургической промышленности, кроме марганцевых, используются же-
лезомарганцевые руды (табл. II 1.9).
Хромовые руды. Месторождения хромитов пространственно н гене-
тически связаны с комплексами ультраосновиых пород.
Минералы- магнохромит [(Mg, Fe) Сг2О4], хромпикотнт [(Mg, Fe) (СгЛ1)2О41,
ллюмохромит [Fe (СгА1)2О41 и хромит (FeCr2O4).
В недрах балансовые запасы выделяются при минимальном содержании
Сг2Оа в руде (32—33 %) н при отношении Сг2О3 к FcO ие менее 2,5.
Неметаллические руды и минералы. Асбест — минерал, легко расчленяю-
щийся иа тонкие прочные волокна. Этим свойством обладают минералы двух
групп: серпентина и амфибола, известные под названием хризотил-асбеста и ам-
Фпбол-асбеста. Волокнистая текстура наиболее полно выражена у хрнзотил-
^сбеста [Mgs (Si2O6} (ОН)4]. Его технические свойства зависят от соотношения
MgO/SiO2 =0,92—1,07, содержания FcO (ие более 2 %) и высокотемпературной
'юды (ие более 12 %). Примесями являются карбонат кальция (снижает эластич-
4 П/р В. А. Гребенюка и др. 97
Таблица 111.9
Металлургические требования к руде
FL Руди Содержание иарганца и железа в сы- рой руде, % Отношение марганца к железу Содержание фосфора на 1 % марган- ца. % Использо- вание руды или кон- центрата
Марганцевая: без обогащения Марганца нс Не менее 7 0.0030-0,0035 Для произ-
Ьгй. г легкосбогатнмая менее 35—40 То же, 10—15 То же, в концентра- те То же 0,0030-0,0035 водства фер- ромарганца То же
поддающаяся То же, 20—25 0,0030-0,0035 »
обогащению Железомарганце- вая: без обогащения (Мп-1-Fe) - » Нс более 0,005 Для произ-
поддающаяся (40-60), в том числе марганца — 10—30 (Mn-J-Fe) То же водства зеркально- го чугуна То же
обогащению не менее 20- 30
Табл нца III 10
Требования к химическому составу хромовых руд
Соотношение компонентов Марки руды
ДХ-1 ДХ-2 дх-з
Сг2Оэ (минимальное) 50 45 50
SiO2 (не более) 7 8 8
Р (не более) 0,008 —— —
Fe2O2 (не более) — 16 16
СаО (не более) — 1.3 —
Отношение Сг2Оэ к Fe2Oj (нс менее) 3 — —
иость и разделение на волокна), магнетит FcFejO,, гематит Fe2Oj н щелочи (сни-
жают диэлектрические свойства асбеста).
Группа амфибола представлена кроксдолитом, алюзнтом, актинолитом и
тремолитом. Крокедолнт (рибекит) {Na2Fej+Fe^+ |Si4On ]2 (ОН, F)2) окрашен
в синий цвет и имеет наибольшую механическую прочность волокон; волокна из
антофиллита [(MgFe2*), (St4Ou}2 (ОН, F)2 J обладают наибольшей теплостойко-
стью, кислотоупорностью и щелочеупорностью; волокна из амознта
{(Fe2+, Mg)7 [Si4On ]2 (ОН)2) достигают 300 мм длины (средняя 12—70 мм), "их
лучшие сорта пригодны для производства текстильных материалов.
Плавиковый шпат (флюорит). Флюорит (CaF2) сопровождается жильными
(кварц, кальцит) и рудными (сфалерит, галенит, халькопирит и др.) минералами.
Потребители, химическая промышленность (получение фтористых соедине-
ний); черная металлургия и цементная промышленность, применяющие плави-
ковый шпат в качестве флюса; стекольное и эмалевое производство.
98
Фосфатное сырье (агрономические руды).
Главный минерал — апатит:
|Са6 (Р04)э ОН;
Ca,(PO4)3F;
Са6 (РО4)зС1.
Сопутствующие минералы: нефелин KNa3 [AIS1O4I4, сфен CaTi [SiO4]O,
редкие земли, минералы железа, титаномагиетиты, слюды, фтор; в фосфоритовых
месторождениях встречаются глауконит, соединения ванадия, циркония и ред-
ких земель, урана; фосфорной рудой является руда, в которой содержится 4—
5 % Р3О3, если она хорошо обогащается н дает пригодный для применения кон-
центрат. Большое значение прн оконтуривании запасов имеет содержание извле-
каемых сопутствующих компонентов. Анатиго-нефелиновая руда содержит в
среднем около 22 % РгО3; фосфоритовые руды — 25—30 %.
ГЛАВА 3
ПРОМЫШЛЕННЫЕ КОНДИЦИИ И ПОДСЧЕТ ЗАПАСОВ
Промышленные кондиции разрабатываются, как правило, проектными
организациями па основании инструкции о содержании и порядке представления
на утверждение ГКЗ СССР проектов кондиций и методических указаний по их
обоснованию и расчету.
Расчетом кондиций устанавливается, прн каких показателях запасы место-
рождения в целом и отдельных его участков (подсчетных блоков) являются ба-
лансовыми, использование которых в настоящее время экономически целесооб-
разно.
Экономическая целесообразность промышленного нспользовання руды оп-
ределяется наименьшим средним содержанием полезного компонента в определен-
ном объеме руды, а рентабельная эксплуатация месторождения — минимальным
промышленным содержанием. Оно может служить также эталоном для оценки
среднего содержания металла по месторождению и рассчитывается по формулам:
иа руду
на концентрат
иа металл
3100
(Цм-Зм)ЯоЯмР ’
(HI 3)
где С — минимальное промышленное содержание полезного компонента (илн
приведенной суммы полезных компонентов), %; 3— сумма затрат (иа 1 т), связан-
ных с добычей, переработкой руд и получением товарной продукции, руб.; Ц —
Иена 1 т полезного компонента в товарной продукции, руб ; И — коэффициент
извлечения полезного компонента в товарную продукцию, доли ед.; Р —коэффи-
циент, учитывающий разубоживание руд прн нх добыче, доли ед.; а — содержа-,
ние полезного компонента в концентрате, %; Цо — оптовая цена концентрата.
Учитывающая фактическое содержание в нем компонента, руб ; Цм — оптовая
Чена 1 т металла, руб.; Зм — стоимость металлургического передела, включая
транспортировку концентрата, относимая на 1 т металла, руб.; Ио — общее из-
влечение полезного компонента во все используемые продукты, %; Им — коэф-
фициент извлечения данного компонента в конечную продукцию, доли ед.
99
Минимальное промышленное содержание (%) связано с коэффициентом
рудоносиости.
Ск.р = С+Сд= (-+7^рР)-10°- , (Ш-4)
где С — минимальное промышленное содержание, %; Сд — дополнительное со-
держание, на которое должно быть повышено минимальное при введении коэф-
фициента рудоносиости, %; 3 — затраты иа добычу и переработку I т руды, руб.;
Зи. р— дополнительные затраты, обусловленные наличием коэффициента рудо-
носиости, руб.; Ц — оптовая цена 1 т продукции, руб.
Для построения экономического контура балансовых запасов используются
понятия бортового содержания. Бортовое содержание — это наименьшее содер-
жание полезного компонента в пробах (в отдельных случаях — в группах проб
илн небольших подсчстпых блоках), включаемых в контур балансовых запасов.
Верхний и нижний пределы бортового содержания должны быть не выше мини-
мально промышленного содержания и ие ниже содержания в хвостах после
технологического передела (обогащения). Бортовое содержание устанавливается
методом вариантов на основании геологических особенностей рудных тел и тех-
нико-экономических расчетов с выявлением при различных бортовых содержаниях
форм и размеров рудных тел и возможных решений к применению тех или иных
систем разработок, капитальных вложений, определением годового выпуска
продукции и получаемой прибыли.
Минимальная мощность рудных тел должна обеспечить возможность приме-
нения выбранной системы разработки с предусмотренными параметрами, поте-
рями, разубоживанием и себестоимостью добычи 1 т руды.
Прослои пустых пород или некондиционных руд, допускаемых к включению
в балансовые запасы, рассчитываются методом вариантов на основе анализа про-
исходящих изменений морфологии залежек, содержаний в них цепных компо-
нентов, себестоимости добычи и обогащения 1 г руды, а также получения готовой
продукции н рассматриваются одновременно с установлением минимальной мощ-
ности рудных тел.
Коэффициент рудоносиости Кр — это отношение количества руды Q, находя-
щейся внутри подсчетного контура, к количеству горной массы Гм в этом же кон-
туре, т. е.
Кр = -3-«1. (III.5)
1 м
Минимально допустимый коэффициент рудоносиости
Кр мин = (Сф-С) Я ДР ’ (I,L6)
где Сф — среднее фактическое содержание, %.
Коэффициент рудоносиости может быть объемным и площадным, а при
достаточном числе разведочных пересечений — линейным. Важное значение имеет
правильное установление внешних контуров тела полезного ископаемого с отне-
сением к балансовым запасам лишь тех рудных тел, содержание по интервалам
пересечений у которых выше минимального. В запасах, подсчитанных с приме-
нением коэффициента рудоносиости, среднее содержание ценных компонентов
относится не ко всему объему, а лишь к его части, для которой введен коэффи-
циент. Соответственно и запасы руды также ие характеризуют всего объема руд-
ного тела.
Коэффициент рудоносиости не применяется в случаях, когда заключенные
в горной массе рудные тела могут быть селективно отработаны или когда в руд-
ном теле безрудные прослон могут быть оставлены в целиках.
Расчет кондиций должен вестись с учетом всех извлекаемых полезных ком-
понентов. В этом случае извлекаемые и учитываемые в кондициях полезные ком-
поненты приводятся к одному условному. Например, если из руд полиметалличе-
ского происхождения извлекаются свинец, цинк и медь и основным по содержанию
100
н запасам является свинец, то он принимается за единицу, а переводные коэф-
фициенты цинка kn н медн 6М определяются по формулам
= (III-8)
ЦсИс
где Цц, Цм, Цс — оптовые цены цинкового, медиого и свинцового концентра-
тов, руб; Яц, Ям, Ис — коэффициенты извлечения цинка, меди и свинца, %.
Кондиции иа минеральное сырье могут быть временные и постоянные.
Подсчет запасов — определение; количества промышленно пригодного мине-
рального сырья в недрах. Всё методы подсчета запасов основаны на распростра-
нении фактических данных, полученных по отдельным естественным обнажениям
горных пород, выработкам и скважинам, па прилегающие участки, и иа преобра-
зовании сложных по форме тел полезных ископаемых в равновеликие им по объему
простые тела. Выбор метода подсчета запасов основывается на геологических
особенностях месторождений, применявшемся способе разведки и фактическом
расположении пройденных выработок. Из многочисленных методов подсчета за-
пасов рудных месторождений наибольшее распространение получили методы гео-
логических блоков и параллельных сечений.
Запас руды (т)
Q = Кус,
но, так как объем рудного тела или его части V = Smcp,
Q~ SmCpyc. (Ill 9)
Запас ценного компонента (т)
Р = Т или P=-Smc^cCcp , (III.10)
где ус — среднее значение плотности руды (в массиве), т/м3; S — площадь в кон-
туре подсчета запасов, м3; тср — средняя мощность рудного тела, м; Сер— сред-
нее содержание ценного компонента в руде, % (или г/т. Тогда в знаменателе фор-
мулы нужно ставить 1000).
Для железа, марганца, хрома, ванадия и алюминия определяются запасы
сырой руды и среднее содержание металла в ней, а запасы металлов не вычис-
ляются.
Запасы благородных металлов (золото, платина, серебро) определяются в ки-
лограммах, запасы алмазов — в каратах или граммах (1 карат = 200 мг).
Контуры рудного тела. Внешние границы рудных тел опреде-
ляются по содержанию ценных компонентов и проводятся, как правило, в строгом
соответствии с кондициями; мощность рудного тела определяется в соответствии
с бортовым содержанием. Рудные тела, имеющие четкие геологические границы,
а также при постепенном затухании оруденения от центральной части залежи
к периферии, окоитуривают, исходя из установленного минимально промыш-
ленного содержания. Если оконтуривание ведется не по отдельным пробам, а по
выработкам в целом, го, как правило, учитывается минимально промышленное
содержание.
Контуры зон окисления проводят на основе рациональных (фазовых) анали-
зов, которые определяют, какая часть металлов связана с окисленными минера-
лами. Количественное соотношение окисленных н первичных минералов (лимит)
в каждом отдельном случае устанавливается на основе технологических исследо-
ваний.
Оконтуривание отдельных типов руд производится тогда, когда предпола-
гаются их селективная добыча и раздельная переработка. Оконтуривание руд-
ных столбов,производится при экономической целесссбразиостн выделения их
при добыче. Оконтуривание безрудных участков («окон») ведется в тех случаях,
когда наличие безрудных участков' устанавливается ие одной-двумя, а группой
101
Рис. III.!. Схема к определению
мощности рудного тела:
1 — скоажипы; 2 — рудное тело
скважнн, н участки эти имеют размеры, по-
зволяющие осуществить селективную отработку
кондиционных руд нлн оставить на месте пус-
тую породу. Основным критерием отнесения
выработки в контур балансовых и забалансо-
вых запасов служит не бортовое, а мниимальио
промышленное содержание по выработке. По
маркшейдерским данным прн эксплуатации на
основе количества безрудных участков н их
размеров (площадей) определяется поправочный
площадной коэффициент рудоносности к данным
.разведки.
Размеры подсчетных блоков определяются
из необходимости объединения в ннх геологи-
чески и технологически однородных участков.
При неравномерном распределении полезных
компонентов нлн сложной морфологии рудных
тел не допускается включение в один блок за-
пасов в объеме, превышающем 50—100 % от го-
довой производственной мощности предприятия.
Если рудное тело имеет четкие видимые границы в горных выработках и есте-
ственных обнажениях, го его мощность может быть определена с точностью
± 0,01м непосредственно замером. При нечетких границах кровля и почва (ви-
сячий и лежачий бока) рудного тела определяются по данным секционного опро-
бования в соответствии с принятым бортовым содержанием. Точность установ-
ления мощности рудного тела зависит от длины секционных проб в его прнконтур-
ных частях
По буровым скважинам мощность может быть определена непосредственно
замером в случаях, когда линейный выход нериа по полезному ископаемому со-
ставляет 100 %, а полученный керн сохранил структуру рудного тела и его кон-
такты с кровлей и почвой. Мощность рудного тела по буровым скважинам в боль-
шинстве случаев определяется но комплексу признаков, например, длине керна
и каротажу.
В зависимости от направления, по которому измеряется расстояние от почвы
до кровли залежи (рис. III. 1), различают мощности' истинную нлн нормальную т,
горизонтальную тг, вертикальную тв и косую /71н. Для подсчета запасов все
мощности приводят к истинной.
т = тв cos р;
т = тг sin р,
где Р — угол падения залежи.
Прн пересечении рудного тела наклонной скважиной, перпендикулярной
к его простиранию:
т = ти cos (Р — а); (III. 13)
/п = /пн sin 6, (III 14)
где 6 = (90 — (Р — а) ] — угол встречи скважины н рудией залежи; а — зе-
нитный угол наклона скважины в месте пересечения залежи.
При пересечениях в любом направлении
т= тк cosep, (III. 15)
где <р— угол между осью секущей выработки и нсрмалио к направлению.
Средняя мощность рудной залежи в подсчетном контуре определяется по
формулам
/пср=-^-;
(III.11)
(III.12)
(III.16)
mcp =
т141 + + • • + ffin<7n
п (<71 + Чг + • • • + <7л)
(III.17)
102
(III.18)
где nii, .....mn — замеры мощности по отдельным точкам; п — число точек
замера; 7t, q2, . . ., qn — удельные длины илн площади рудного зела, на которые
распространяется влияние зОчек замера.
Плотность сухой руды в массиве (т/м1)
100 - W
Yc=Y“—Too— ’
где Yu — плотность влажной руды в массиве, т/м3; 117— влажность руды, %.
На коренных месторождениях содержание ценного компонента определяется
в процентах нли граммах на 1 т сырья; содержание благородных металлов —
в граммах, алмазов — в каратах. Содержание некоторых элементов приводится
в пересчете на их окислы — ВсО, V2O5, Р2О, I.i2O, TiO2, Сг2О4, WO3 и "
Среднее содержание для подсчетного блока (%)
(III.19)
(II1.20)
(111.21)
(111.22)
(111.23)
(111.24)
где С — содержания по отдельным пробам, %; п — число проб.
При неравномерном распределении точек опробовании, резкой изменчивости
мощности рудного тела, содержании и плотности руды (в массиве) среднее содер-
жание вычисляется по методу средневзвешенного по формулам
с -%Ст
с -^CYc-
Сср“ SVT’
с -Ха •
Сср~^Г’
SCmYc(
С - S—
ср•
Содержание полезных компонентов подвержено значительным колебаниям
по месторождениям золота, ртути, олова, вольфрама, молибдена, тантала, берил-
лия и других редких металлов. Общего способа ограничения влияния проб с
чрезмерно высоким содержанием полезных компонентов не установлено, поэтому
в каждом конкретном случае следует решать вопрос о возможноегн распростра-
нения ураганного содержания па определенный объем, исходя из геологической
обстановки.
ГЛАВА 4
ОПРОБОВАНИЕ *
§ 44. Взятие проб
Проба — материал, взятый по установленным правилам от изучаемого объ-
екта (полезного ископаемого).
Вычерпывание — отбор проб из отбитого и относительно измельченного руд-
ного материала. Проба составляется из частных проб (порций), взятых по сетке
со всей мощности опробуемого навала из горной выработки, бункера, вагона,
эфеля и т. д. Пробы представительны и при наличии сегрегации.
Глава написана по материалам М. >>. Альбовой [3].
1ПЙ
* Ядернофизические методы анализа и опробоаани
Решаемые задачи
Меднорудные,
медно- молибдено-
вые
Полиметалличе-
ские (свиицово-
цинковые, свин-
цово-баритовые и
ДР )
Оловянные (моио-
мииеральные),
олово-полиметал-
лические, олово-
вольфрамовые и
др.
Вольфрамовые,
вольфрамо-молиб-
деновые, молиб-
ютоаые
Определение содержания
меди и свинца в массиве,
пробах и образцах
Оценка качества руд по со-
держанию свинца и цинка,
свинца и барита
Экспресс-анализ и сорти-
ровка отбитых руд и горной
массы в вагонах, иа пунк-
тах ОТК, складированной
руды (в навале, на около-
ствольном дворе, в бунке-
рах)
Исследование руд на содер-
жание олопа в горных вы-
работках, скважинах по-
верхностного и подземного
бурения, в пробах н об-
разцах
для оперативной оценки качеств руды
Таблица III 11
Опробование или анализ, вместо которых рекомен- дуется применять ядернофизические методы Методы исследо- аппаратура Минимальное определяемое со- держание элемен- тов о рудах
Бороздовое, Рентгекорадиоме- БРА-б. РПС4-01 0,1—0,5% Си, РЬ, в естественном залегаиин 0,04— 0,1 при анализах
штуфное, точеч- ное, химический анализ трическнй (<1 агара»), «Ми- нер ал-4»
Бороздовое, штуфное, точеч- ное, химический анализ, шламо- | вое, керновое Гамма-гамма Рентгснорадно- метрнческий СРП-2, СРП-2К СРП-68, РСР-3 РСР-2 «Минерал-4» ФРАД-1 РПС4-01 («Гага- ра») РРША-1 0^0,3 % РЬ, Zn, Ва в естест- венном залегании 0,01—0,04 % при анализах проб отбитой руды
Бороздовое, то- чечное, штуфное, керновое, шла- мовое, химиче- ский анализ «Квант», ФРАД-1, «Минерал-4», РПС4-01, РРКА-1, РРША-1, ЭФА Ядериого га.мма- резоианса (эф- фект Мессбауэра) 0,05-0,15% Sn в естественном залегании, 0.01— 0,03 % при ана- лизах проб
То же «Квант», «Мине- рал-4», РПС4-01, РРША-1 РРКА-1. РСР-3, j 0,05-0,1 % Мо. WO3 в естествен- ном залегании
Сурьмяные, сурь-
мяпо-ртутпые,
ртутные
Бокситовые не-
фелино-сиенито-
вые, алунитовые
Бериллиевые
/
скважинах поверхностного
и подземного бурения, в
пробах и образцах
Экспресс-опробование и
оценка качества руд в под-
земных скважинах, шпу-
рах, в горных выработках,
в пробах и образцах
Контроль качества руды и
сортировка отбитых руд
Бороздовое, то-
чечное, штуфиое,
керновое, шла-
мовое, химиче-
ский анализ
Химический ана-
Исследование руд на со-
держание бериллия в гор-
ных выработках и скважн-
Редкометальные
(титано-цнрконие-
вые, тантало-нио-
биевые, лопари-
товые и др )
Флюоритовые
8
Оценка качества руд в
горных выработках и сква-
жинах, в пробах и образцах
Бороздовое, то-
чечное, штуфиое,
химический ана-
лиз, минерало-
гический анализ
То же
Исследование руд в сква-
жинах, шпурах, горных
выработках, в пробах н об-
разцах
Бороздовое, то-
чечное
Штуфиое, хими-
ческий анализ
Гамма-гамма СРП-68
Гамма-гамма, нейтрон-нейтрон- ный, рентгено- радиометрический РСР-2, РСР-3 СРП-68, СГС-Л-2 СРП-2, СРП-2к, РСР-2, РСР-3
Нейтронно-акти- вационный Альфа-актива- ционный Фотоиейтронный НРА-3, СГС-Л-2 «Боксит» «Берилл-3» «Берилл-4»
Радиометрнче- СРП-68
Реитгенорадномс- трическнй БРА-6, «Квант», «Минер ал-4», РПС4-01, ФР\Д-1
Нейтронио-актн-
вацнонный
НР\3. СГС-Л-2
Горстевое вычерпывание — взятие материала с поверхности навала по оп-
ределенной сетке. Основное правило — сохранение в пробе того же соотношения
крупного н мелкого материала, что н в рудной массе навала Число точек про-
боотбора колеблется от 3—5 до 25 и более. При встрече больших глыб с полос-
чатой (или слоистой) текстурой от них материал отбивается поперек полосчатости
(или слоистости) Если выработка вскрывает всю мощность залежи, а шпуры
(врубовые, отбойные, оконтуривающие) взрываются раздельно, то отбор пробы
с поверхности навала может сопровождаться систематической ошибкой. В этом
случае материал следует отбирать после погрузки рудной массы в вагонетки.
Точечный отбор материала в изучаемом сечении рудной залежи производится
по определенной системе. Материал пробы состоит из кусочков руды примерно
одинакового объема Кусочки диаметром 1,5—3 см (частичные пробы) скалываются
в точках, расположенных но квадратной илн прямоугольной сетке. Расстояние
между точками по квадратной сетке 10, 20 и 50 см, а по прямоугольной — 10X20
и 20X40 см. Число частичных проб в точечной пробе колеблегся от 10 до 100 и
более. Точечный отбор высокопроизводителен и с успехом применяется при оп-
робовании массивных и вкрапленных руд с относительно равномерным распре-
делением исследуемых компонентов. При существенном различии минералов по
хрупкости и вязкости илн полосчатом строении руды могут возникнуть система-
тические ошибки
Шпуровой отбор буровой пыли или шлама при правильной цилиндрической
форме шпура обеспечивает строгую пропорциональность объема материала длине
пробы. Представительность проб зависит от полноты сбора материала Достоин-
ства' операция нередко вписывается в цикл проходки горной выработки, механи-
зирована, обеспечивает получение измельченного материала пробы.
Штуфный отбор кусков (штуфов) типичных руд ведется с учетом строения
рудного тела. Объем штуфов пропорционален распространенности соответствую-
щих типов руд. Штуфпой отбор применяется для изучения минерального и хими-
ческого состава, структур и текстур руд, физических свойств минерального
сырья. Для отбора представительной пробы необходимо хорошее знание типов
руд месторождения. Достоинства — оперативность и высокая производи гель-
ность. Вследствие субъективности отбора штуфов на стадии поисков и предвари-
тельной разведки этот метод нецелесообразен
Бороздовый отбор материала применяется в случае однородных илн равно-
мерных текстур. Бороздовая проба ориентируется в пространстве по линии мощ-
ности рудного тела. В плоскопараллельных текстурах для бороздовых проб
допустимо только одно направление по липин наибольшей изменчивости — вкрест
плоскопараллельных текстур. Распространенные сечения борозд (см): 2X5;
3X5; ЗХ 10; 5Х 10; 10X20 и др. Операции о сбора пробы выравнивание плоскости
и разметка борозды, зарубка борозды, скалывание, сбор материала с брезента или
с железного листа и желоба в мешки, документация и этикетирование. Достоин-
ство — отбор равного объема материала с разных единиц длины; главный недоста-
ток — трудоемкость.
Опробование возможно и без взятия проб — с помощью ядернофнзнческих
методов (табл Ш.11).
§ 45. Задачи и виды опробования
Опробование ведется в процессе поиска, разведки и эксплуатации месторож-
дений полезных ископаемых (табл. III.12).
Опробование добытой рудной массы необходимо для проверки заданных на
сырье конднцнй, вычисления потерь н разубоживания.
Опробование отвалов позволяет определить минеральный и химический со-
став, а нередко и технологические свойства некондиционных руд, хвостов обога-
тительных фабрик. В связи с загрязнением поверхности и сегрегацией частиц
по вертикали пробы следует брать по всей мощности отвала.
При колонковом бурении в случае отсутствия избирательного истирания пол-
ноценной пробой считается керн при его выходе не менее 70 %. Керн раскалы-
вается или рсжегся вдоль осп. В пробу чаще отбирается половина керна, реже
106
Таблица III.12 Виды и способы опробования прн поисках, разведке и эксплуатации месторождений полезных ископаемых
В иди я Способы опробования
опробования при поисках при разведке при эксплуатации
Минералогиче- ское Штуфовый Шлиховой Штуфовый (для пред- варительного изуче- ния обогатимости Велиховой (для рос- сыпей) Порошковый (для вкрапленных руд) Оптико-минералоги- ческий (для вкрап- ленных руд) Шлиховой (для рос- сыпей) Гравитационный По естественным ти- пам руд* По типам разрезов *
Люминесцентный (для вол1>фрамовых руд )*
Геофизическое Каротаж буровых скважин * (магнит- ный, электрический, радиоактивный) Шнуровой * (радио- метрический)
Порошковый, шламовый (магнитный, радио- метрический, ренттенорадиомет р ический, рентгенофлуоресцептиый)
Химическое Спектральный (геохимический) Бороздовый (в забоях), точечный (в забоях) Горстовой (в забоях, с отвалов, ва- гонов) Шламовый (прн ударном и колонко- вом бурении) Керновый (при колонковом бурении) Шпуровой Экскаваторный Корреляционный * (статистический)
Технологиче- ское Технологический (определение физи- ко-технических свойств руд и торных пород, стройматериалов, отбор проб для испытания обогатимости руд) Валовый (валупчатые руды, россыпи, асбест, слюда, драгоценные камни, ру- ды золота и редких металлов) Учет эксплуатации отдельных блоков, этажей, отдельных рудных тел Пробная эксплуата- ция
* Способы без отбора проб.
четвертая часть. Прн неполном выходе керна нлн избирательном его истирании
в пробу берут кери, шлам и буровую муть. Такие пробы ненадежны.
При бсскерново.м бурении скважин опробование ведется по взятому из сква-
жины шламу. При полном извлечении шлама и надежной изоляции опробуемого
интервала надежность проб ввиду большою диаметра бурения значительно уве-
личивается.
Содержание полезных компонентов в руде можно определять расчетным пу-
тем без химических анализов как средневзвешенное по мощности или площади
107
разных типов руд, вскрытых в забое. Типы руд, содержание в них полезных ком-
понентов, плотность и устойчивость средних значений устанавливаются пред-
варительно. Опробование по типам руд производится путем детальной геоло-
гической документации рудных тел с последующим расчетом содержаний полез-
ных компонентов в руде. В качестве контрольного метода применяется химическое
опробование. Руды должны легко макроскопически выделяться по типам, а гра-
ницы между типами должны быть четкими нлн надежно интерполироваться.
Техническое опробование — ведется с целью изучения физических свойств
полезного ископаемого в зависимости от специфики сю использования Пробы
берут штуфным (монолиты) и валовым способами. По валовым пробам определяют
сортность сырья.
Технологическое опробование — зачастую необходимо для разработки оп-
тимальной схемы обогащения и передела сырья с учетом его комплексного ис-
пользования. Это опробование производят по пробам, отобранным валовым спо-
собом, иногда нз керна.
Товарное опробование недстся с целью контроля качества поставляемых руд,
взаиморасчетов между рудником н потребителем, а также для учета потерь (из-
влечения) па обогатительной фабрике и при переделе.
§ 46. Представительность индивидуальных и групповых проб
Представительность пробы — степень соответствия содержания компонен-
тов в пробе Ct к содержанию их в забое Со
Индивидуальные забойные химические пробы считаются вполне представи-
тельными только для некоторых весьма равномерных по содержанию месторож-
дений первой группы по.классификации ГКЗ.
Объединение отдельных проб в групповые может быть линейным, площад-
ным или объемным. Линейные групповые пробы отбираются в разведочно-подго-
товительных выработках по лннин мощности, вдоль квершлагов по рабочим
горизонтам. Площадные групповые пробы отбираются только в очистных гор-
ных выработках путем объединения нескольких смежных проб в двух направле-
ниях (по мощности и простиранию или по простиранию и падению). При объеди-
нении смежных проб в трех направлениях (в опытных забоях по мощным рудным
телам) может быть получена объемная групповая проба.
Среднее содержание по штреку, полученное на основании проб, можно рас-
сматривать как одну групповую линейную пробу, составленную из индивидуаль-
ных проб. Вероятная погрешность среднего содержания нз п анализов
Р = ±-^, (III.25)
V п
где р — вероятная погрешность индивидуальной пробы.
Если р = ± 100 %, то при числе проб в группе п = 25 вероятная погреш-
ность Р = ± -1^- ± 20 %! при п = 100 Р = ± = ± Ю %-
И 25 К100
§ 47. Масса пробы отбитой руды
Исследованием необходимости и достаточности массы проб занимались уче-
ные разных стран: СССР — Г. О. Чечотт, К. Л Пожарицкнй, Д А. Краснов;
П. Л. Каллистов; США — Демонд и Хальфердаль; Франции — Веден и Пьер Жн;
Великобритании — Ричардс и др.
По Демонду н Хальфердалю масса пробы
<7 = Kda,
где а = 1,5+2,7 — переменная величина, устанавливаемая экспериментально;
К — коэффициент, зависящий от особенностей руды.
108
Табл и цп III.13
Надежная масса пробы (кг) по К. Л. Пожарицкому (графы 2, 4, 6) н
П. Л. Каллистову (графы 3 и 5)
Весьма равномерные РУДЫ Неравно* мерные руды Весьма неравномерные РУДЫ
Диаметр d наибольших S а
частиц, мм
о о о-
20 15 20 40 80 160
10 4 5 10 20 35
8 2,5 3,2 6,4 12,8 20
5 1,2 1.25 2,5 5,0 7,0
3 0,45 0,45 0,9 1,8 2,5
2 0,20 0,20 0,40 0,8 0,9 0,18
1 0,06 0,05 0,1 0,2
0,5 0,018 0,0125 0,025 0,05 0,04
0,1 0,001 0,0005 0,001 0,002 0,001
Надежная масса пробы, кг
Таблица III 14
Характер руд
Диаметр наибольших зерен пробы, мм
Равномерный
Неравномерный
Весьма неравно-
мерный
Крайпе неравно-
мерный
0,12 0,02
0,6 0,1
1,2-3,0 0,2-0,5
3-6 0,5-1,0
К. Л. Пожарицкий все руды делит по степени равномерности распределения
металлов^ н^ по размеру вкраплении полезных минералов на три категории
По Д. А. Краснову
<! = К(р (р _ а)>
где Р — максимальное содержание минерала в наиболее крупных сростках,
Доли ед.; а — примерное содержание полезного (определяемого) минерала в со-
кращенном материале, доли ед.
Г. О. Чечотт предложил формулу
q=K<P, (III.26)
где К = 0,16 т-24 — коэффициент, зависящий от характера руды, степени равно-
мерности распределения рудных минералов, их крупности и содержания металла
п Руде; d — наименьший диаметр частиц пробы, мм.
109
Исследования многих советских геологов показали, что коэффициент К
можно значительно уменьшить. Прн обработке химических проб можно пользо-
ваться формулой Г. О. Чечотта с соответствующим выбором значения К (по
табл III 14)
Масса технологической пробы колеблется в широких пределах, составляет
50—5000 кг при лабораторных исследованиях н может достигать нескольких ты-
сяч тонн при промышленных испытаниях па опытных или действующих обога-
тительных фабриках.
§ 48. Смешение и сокращение проб
Перед сокращением пробу необходимо хорошо перемешать, чтобы она стала
равномерной по содержанию полезного минерала. Эта операция особенно необ-
ходима для руд, состоящих из минералов с резким различием в плотностях и
с неодинаковой склонностью к измельчению. Таковы, например, кварц-сульфид-
ные руды.
По плотности сульфиды примерно в два раза тяжелее кварца. Из-за хруп-
кости н склонности к перензмсльчснню они переходят в мелкие классы, в то
время как кварц остается в крупных н средних классах. В результате проба из-
мельченной кварц-сульфидной руды, высыпанная па стол в виде конуса, стано-
вится неравномерной по распределению минералов. Материал у вершины конуса
оказывается беднее сульфидами и металлом, чем у основания. Такое явление
называется сегрегацией (рис. II 1.2). Наиболее резко проявляется сегрегация при
наличии в измельченной руде свободных частиц самородного золота. Для устра-
нения неравномерности распределения минералов применяются различные спо-
собы смешения проб перед сокращением.
Перелопачивание — это наиболее простой, ио трудоемкий способ перемеши-
вания проб. Он применим при начальной массе проб в несколько сотен килограм-
мов н прн крупности кусков до 100 мм. Проба несколько раз перебрасывается ло-
патами из одной кучи в другую Перелопачивание следует производить на чистой
(бетонной, металлической или деревянной) площадке
Способ кольца и конуса (рнс. II 1.3). Материал пробы насыпают на площадку
или на рабочий стол в виде правильного конуса. Конус разравнивают в кольцо,
постепенно надавливая иа пего деревянной или металлической пластиной и вра-
щая ее вокруг оси конуса Когда пластина дойдет до плоскости стола, весь ма-
териал пробы расположится в виде кольца, внутренний диаметр которого равен
длине пластины Из кольца лопатой или совком материал снова сбрасывают на
конус н снова разравнивают в кольцо. Длн хорошего перемешивания эту опера-
цию повторяют два-трн раза
Перемешивание на клеенке Материал пробы высыпают па клеенку (брезент,
листовую резину) и перемешивают путем многократного встряхивания клеенки
за углы так, чтобы проба перекатывалась иа ней от одного угла к другому.
Прн этом может появиться неустранимая сегрегация, влекущая за собой систе-
матические погрешности.
Для перемешивания и сокращения химических проб пользуются специаль-
ным столом, плоскость которого покрыта листом железа, приподнятого с трех сто-
рон на прибитые по кромке стола треугольные деревянные бруски. Кроме стола
Рис. III.2. Сегрегация частиц п штабелях и кучах, по М. Ф, Локоиопу
110
Рис. 111.3. Перемешивание пробы методом
кольца и конуса, по М. Ф. Локоиопу
необходимо иметь желобковые дели-
тели, набор металлических коробок,
совки, щетки, тряпки и пр
Наиболее ответственной опера-
цией при обработке проб является
сокращение. Геолог и пробщпк должны
быть уверены, что разделяемый ионо-
лам материал пробы действительно
однороден по содержанию полезного
компонента.
Кратное сокращение применяется
только для валовых и технологиче-
ских проб Каждая вторая, пятая нли
десятая вагонетка или бадья, выдава-
емые нз забоя, поступают на специ-
ально подготовленную площадку для
пробы. Проба при этом сокращается
соответственно в два, пять илн де-
сять раз.
Сокращение квартованием. Мате-
риал пробы разравнивают на столе
в виде диска, который при помощи
линейки или крестовины делится па
четыре сектора Короткими попереч-
ными движениями крестовины раз-
двигают материал пробы на четыре
равные по объему части (рис. 1114)
Материал двух секторов, располо-
женных друг против друга, выбра-
сывают совками, смс+ая мелочь щетками. Оставшиеся два сектора смешивают,
при этом проба сокращается в два раза При повторении этой операции два нли
три раза начальная масса пробы сокращается соответственно в четыре или восемь
раз. Погрешность сокращения способом квартовании составляет 8—10 %.
Сокращение желобковым делителем — это наиболее раицюстраненный и точ-
ный способ сокращения химических проб. Желобковый делитель (рис. 1115)
состоит из металлической прямоугольной коробки с раструбом в верхнем осно-
вании. Коробка разделена па четное число (от 10 до 20) поперечных вертикаль-
ных желобков с наклонным дном, направленным поочередно в разные стороны.
Рнс. III.4. Квартование пробы, по
М. Ф. Локоиову
Рис. III.5. 'Желобковый делитель
111
С обеих сторон делителя под выпускные отверстия подставляют коробки для
приема материала пробы. Ширина желобка должна не менее чем в три раза пре-
вышать наибольший диаметр зерен сокращаемого материала.
Материал пробы, подлежащий сокращению, равномерно насыпают в дели-
тель при помощи специального плоского совка, ширина которого в точности равна
длине делителя. Прн аккуратной работе материал делится точно пополам. С уве-
личением числа приемов сокращения в п раз масса пробы уменьшается в 2п раз.
Сокращение вычерпыванием применяется химиками для отбора навесок нз
тонко измельченного материала сокращенной пробы. Материал пробы разравни-
вают тонким слоем в виде прямоугольника или квадрата на гладком стеклянном
листе размером около 20X30 см. Затем на этот слой накладывают проволочную
сетку с отверстиями 2X2 см, которая оставляет отпечатки квадратов. Из центра
каждого квадрата (нлн через один в шахматном порядке) совком или ложечкой
отбирают маленькие порции материала, сумма которых н составляет навеску
для химического анализа.
§ 49. Точность химического опробования
Величина допустимой ошибки химического анализа устанавливается в про-
центах к содержанию определяемого компонента в руде. Прн полном количест-
венном анализе па все компоненты величина допустимой ошибки меньше, чем при
массовых анализах (табл III 15).
Таблица III.15
Допустимые ошибки при химических анализах для некоторых элементов
Элементы Содержание элемента п РУДе. %
абсолютная ошибка, %
при массо- вых анали- зах Прн полном анализе
Медь Единицы Десятые дачи 0,25 0,10 0,10 0,05
Цинк Десятки Единицы Десятые доли 0,50 0,30 0,20 0,25 0,20 0,15
Сера в тине пирите и пирро- Десятки 0,25 0,20
Сера в дами рудах с сульфи- Единицы н десятые доли 0,10 0,05
Сера в дах окислеиных ру- Сотые доли 0,02 0,02
112
§ 50. Минералогическое опробование
Минералогическое опробование — совокупность операций по определению
качественного и количественного минерального состава полезных ископаемых;
их структурных и текстурных особенностей (размер зерен н агрегатов зерен
минералов, их формы и соотношения); физических свойств минералов (плотности,
твердости, хрупкости, спайности, радиоактивности, магнитной восприимчивости,
электропроводности, смачиваемости, растворимости в различных кислотах и
т. и.); химического состава минералов (особенно определение содержания эле-
ментов-спутников в рудных минералах); распределения минерала в различных
природных типах и промышленных сортах руд.
§ 51. Пробопэдготовительная и химическая лаборатории
Размеры помещений пробоподгоговителыюй н химической лабораторий за-
висят от производственной мощности рудника, характеристики руд разрабаты-
ваемого месторождения н потребных видов обработки проб и их анализов.
Пробогюдготовительная лаборатория предназначается для обработки проб,
отбираемых из разведочных и подготовительных выработок, очистных забоев,
а также товарных проб до состояния, пригодного для производства химического
анализа.
Товарные пробы массой 100—150 кг дробятся в комбинированной дробилке
СМ-165А, состоящей из последовательно установленных щековой н валковой дро-
билок. Раздробленный до 10 мм материал поступает в секторный опробователь
типа 34А-ОП. Пройдя опробователь, проба сокращается в 20 раз; 1/20 часть пробы
(около 7 кг) собирается в ящнк и направляется на дальнейшую разделку. Отходы
периодически вывозятся на склад руды. Сокращенные товарные и поступающие
мелкие пробы при влажности не более 5 % обрабатываются без сушки. При влаж-
ности 5—10 % пробы просушиваются в электрическом сушильном шкафу.
Рядовые рудничные пробы массой 5—10 кг направляются последовательно
иа крупное, среднее дробление и сокращение соответственно в щековую (100X60),
валковую (200Х125) дробилки н желобковые сократнтели.
Далее товарные пробы дробятся до крупности 1—2 мм. Тонкое измельчение
до 0,1—0,074 мм производится в шаровой мельнице н дисковом истирателе. Для
производства ситового анализа предусматривается ситовой анализатор. Измель-
ченные пробы сокращаются на желобковых делителях до 0,5 кг. Подготовленные
пробы делятся па две части, упаковываются в банку или бумажные пакеты; часть
пробы направляется в химическую лабораторию, часть передается в архив проб,
где хранится в течение трех месяцев, иа случай повторного нли арбитражного
анализа.
В состав основного оборудования нробоподготовитсльной лаборатории вхо-
дят: комбнинрованная дробилка СМ-165А; щековая дробилка 100X60; валковая
дробилка 200X125; шаровая мельница диаметром 242X200 (40 мм); дисковый
истиратель ИДА-075; ситовой вибрационный анализатор; технические весы
ВЛТ-I; весы платформенные передвижные ВСП-500; сушильный шкаф ЦЭП-282А
(размер рабочего пространства 690Х 720Х 1150 мм); секторный вращающийся оп-
робователь 34А-ОП; желобковый сократнтель со щелью 10 мм, а также разные
столы и оборудование для механизации работ.
Химическая лаборатория предназначена для систематического анализа
проб руды. Анализы выполняются как химическими, так и физико-химическими
методами (спектральным, полярографическим н минералогическим). Число оп-
ределений, выполняемых физнко-хнмическнми методами, может составлять одну
треть от общего числа определений. Одно определение химическим методом в сред-
нем принимается равнозначным двум условным индексам. Сменная норма выра-
ботки одного лаборанта составляет 30—35 индексов, из этой нормы определяется
"х штат.
Основное технологическое оборудование химической лаборатории- дистил-
лятор Д-25 (модель 784, Q = 25 л/ч, N = 25 кВт); станок для заточки углей
'ЗУ-20 (N = 0,6 кВт); настольный токарный станок ЛД601 размером 125X180
113
(N =0,18 кВт), спектрограф кварцевый ИСП-ЗОм с комплектом оборудования;
сисктропросктор ПС-18; микрофотометр иерегнетрнрующий МФ-2; генератор
дуги переменного тока ДГ-2, генератор конденсированной искры ИГ-3, калори-
метр фотоэлектрический ФЭК-М; нолярограф автоматический электронный ПА-3,
микроскоп поляризационный рудный МИН-9; микроскоп поляризационный
МИ11-8; осветитель ОИ-31; осветитель к поляризационному микроскопу ОИ-9м;
осветитель к микроскопу для визуального наблюдения ’в проходящем свете
ОИ-19; луна бинокулярная МПС-2; столик интеграционный ИСА; установка
для определения отражательной способности минералов ПООС-1, мнкротвердомер
ПМТ-3; рефрактометр ИРФ-22, универсальный электромагнит УЭМ-1; ручной
магнит-передвижка, термическая установка ТУ-1М; комплекс аппаратуры АС
к спектрографам, ступки яшмовые диаметром 60—130 мм; стандартный набор
иммерсионных жидкостей; набор стандартных сит, весы лабораторные аналити-
ческие ВЛЛ-200г-М п/н 200 г; весы лабораторные технические 2-го класса
(ВЛТ-5кг п/п 5 кг; ВЛТ-1кг n/и 1кг) и ВЛТ-200г п/н 200 г), титратор лаборатор-
ный ТЛФП 579/67, станок для шлифования и полирования шлифов модели
388'Б, печь электрическая муфельная МП-2ЦМ (/У = 2,6 кВт, V = 220 В); шкаф
сушильный электрический СНОЛ (<V -= 1,6 кВт, V — 220 В); печь трубчатая элек-
трическая (Л/ = 2 КВТ, V = 220 В); бани песочные (/V =- 0,3 кВт, V = 220 В
н N = 1,5 кВт, И = 220 В); колбонагреватель № 2 ( V = 0,3 кВт. V = 220 В);
электрические плитки ЭП-7 (У = 1,4 кВг, V = 220 В), ПЭ-600 (N — 0,6 кВт,
V — 220 В) и 4С-1-1.2 (/V — 0,3—0,6—1,2 кВт); сейфы, сголы различные, в том
числе стол с подставкой с керамическим покрытием, шкафы вытяжные, стбллажн,
инструмент, химическая посуда.
\
ГЛАВА 5
ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ СЛУЖБА
§ 52. Задачи геологической службы
Геологическая служба организуется по отраслевому принципу Ее главными
задачами являются (табл. Ill 16):
укрепление сырьевой базы предприятий по добыче полезных ископаемых,
повышение достоверности разведанных запасов полезных ископаемых, наиболее
полное н комплексное использование месторождений полезных ископаемых н
охрана недр,
своевременное н высококачественное геологическое обеспечение работ при
проектировании, строительстве и реконструкции предприятий по добыче полез-
ных ископаемых, доразведке и разработке месторождений полезных ископае-
мых, а также при проектировании, строительстве н эксплуатации подземных со-
оружений, нс связанных с добычей полезных ископаемых, и пользовании недрами
в иных целях;
совершенствование организации и методов ведения работ по геологическому
изучению иедр па основе широкого внедрения новейших достижений науки и
техники и передового опыта;
осуществление ведомственного контроля за соблюдением установленного
порядка пользования недрами, правильностью ведения работ по геологическому
изучению недр, за выполнением требований по охране недр н обеспечением наи-
более полного извлечения из недр основных и других совместно с ними залегаю-
щих полезных ископаемых,а также содержащихся п них компонентов, в том числе
при обогащении и переработке добытого минерального сырья; за соблюдением пра-
вил учета запасов и месторождений полезных ископаемых, в соответствии с ти-
повым положением о ведомственной технологической службе и другими прави-
лами и нормами, определяющими деятельность геологической службы.
Помимо перечисленных в табл 111.16, в задачи рудничной геологической
службы входит- помощь строительным н другим цехам предприятия в определе-
нии несущей способности iрунтов и в обнаружении и разведке строительных,
114
Таблица III.16
Основные цели и задачи рудничной геологической службы
Цели Задачи Мероприятия и материалы для решения задач
I. Увеличение 1. Доразведка разраба- Совместно с геологическими ор-
запасов полез- тываемых месторожде- ганизациями других ведомств:
пых ископае- пий на недостаточно а) разностороннее геологическое
мых для по- детально изученных изучение месторождения и руд-
вышения обес- частях (флангах, глу- ного поля путем анализа имею-
печснности за- боких горизонтах, щихся материалов (отчеты по
пасами дейст- обособленных участ- поисковым, геологоразведочным.
вующего пред- ках). Перевод запа- гидрогеологическим, геофизи-
приятия, про- сов категорий Ci и С2 ческим работам, тематические
длепня срока в более высокие кате- исследования н т. д); б) прове- дение поисковой и детальной
его существо- горни и подсчет вновь
вапия или уве- выявленных запасов разведок
лнчения его 2. Уточнение получен- Проведение опережающей экс-
производитель- ных при детальной плуатационной разведки (опе-
иости разведке данных о морфологии, внутрен- нем строении, усло- виях залегания' тел полезного ископаемо- го и его качестве 3. Выработка мероприя- тий по возможно бо- лее полному н ком- плексному использо- ванию полезного ис- . копаемого 4 Сокращение потерь н разубоживания руды режает добычные работы мини- мум на 1—1,5 года). Результаты иСпользуюгся для подсчета под- готовленных запасов, коррек- тировки схем подготовки и отра- ботки рудных тел или их участ- ков, установления нормативов потерь н разубоживания, теку- щего планирования (квартал, год); перевода запасов нз низших категорий в высшие Совместно с другими организа- циями: изучение вещественного состава полезного ископаемого, его текстур, структур и обога- тимости путем отбора проб раз- личного целевого назначения; проведение систематических ми- нералогических, спектральных, физических и химических ана- лизов на основные элементы и элементы спутники Систематическое опробование полезного ископаемого в нед- рах, опробование добытого по- лезного ископаемого, корректи- ровка результатов опробования по данным обо! атительной фаб- рики, завода, сопоставление дей- ствительных контуров месторо- ждения с отработанными кон- турами Соблюдение типовых и отраслевых методических ука- заний по определению н учету потерь н разубоживания твер- дых полезных ископаемых при добыче
115
Продолжение табл. III.16
Цели Задачи Мероприятия я материала для решения задач
II. Решение гор- но-геологиче- ских вопросов, связанных с технически правильной н целесообраз- ной разработ- кой месторож- дения 1. Уточнение особенно- стей пространственно- го размещения и строения рудного те- ла. а также качества и количества руды в пределах блоков, ус- тупов, находящихся в отбойке Проведение сопровождающей эксплуатационной разведки. Ре- зультаты используются для кон- троля и корректировки проводи- мых очистных работ, оператив- ного планирования и составле- ния оптимальной шихты (сутки, декада, месяц), учета и сниже- ния потерь и разубоживания; сравнения данных разведки с ре- зультатами эксплуатации (по отдельным блокам)
2. Подготовка геологиче- ских материалов для планирования горно- го предприятия Построение геологических, структурных, сортовых, техно- логических планов, разрезов, проекций, моделей; составление горно-геологических характе- ристик; определение количества и качества полезного ископае- мого в ожидаемой добыче, рас- чет ожидаемых потерь и разубо- живания иа основании материа- лов: а) опробования разведоч- ных н эксплуатационных вы- работок и скважин, опробова- ния добытой руды, технологи- ческого опробования, геофизи- ческого опробования; б) приго- товления, контроля, анализов химических проб; в) определе- ния физических свойств пород и руд; г) геологической доку- ментации разведочных и экс- плуатационных горных выра- боток и скважин; д) изучения гидрогеологических условий в процессе эксплуатации; е) тема- тических исследований
3. Наблюдение за каче- ственным составом подготавливаемого к добыче и добываемого полезного ископаемо- го 4. Участие в нормирова- нии горных и буро- вых работ Материалы по пунктам 11.2, а—в Материалы по изучению физи- ческих свойств полезного иско- паемого и вмещающих пород; плотностные, механические, теп- ловые, электромагнитные и др. (ио надобности)
116
Окончание табл. III.16
Цели Задачи Мероприятия и материалы для решения задач
5. Учет >еологпчсских, балансовых, забалан- совых, вскрытых, под- готовленных, готовых к выемке запасов по- лезного ископаемого 6. Изучение гидрогеоло- гических условий экс- плуатации месторож- дения Совместно с маркшейдерской службой на основании имею- щихся материалов по п. п. II.2, а—г с соблюдением инструкций по учету запасов полезных ис- копаемых, составление отчет- ных балансов по форме 5-гр: а) систематические гидрогеоло- гические наблюдения б) гранулометрический анализ в) определение влажности г) определение пористости д) использование материалов по тематическим исследованиям
материалов (совместно с организациями других ведомств); надзор за охраной про-
дуктивных площадей от застройки; представление проектным организациям всех
необходимых геологических материалов, отчетов н справок, составление заклю-
чений по геологической н горной частям проектов разработки месторождений;
разработка инструкций по всем видам геологического обслуживания горных
предприятий.
§ 53. Структура геологической службы
Организационные формы и структура геологической службы горнодобываю-
щих предприятий определяются и утверждаются министерствами и ведомствами
СССР.
Геологическая служба в отрасли возглавляется геологическим подразде-
лением соответствующего министерства, ведомства.
На предприятиях по добыче полезных ископаемых (кроме общераспростра-
ненных полезных ископаемых) геологическая служба возглавляется главным
геологом, который подчиняется непосредственно руководителю или главному
инженеру предприятия.
Численность и квалификация состава геологических служб опреде-
ляются типовыми структурами управления соответствующих отраслей промыш-
ленности.
§ 54. Планирование и финансирование
геологоразведочных работ
Планирование геологоразведочных работ осуществляется иа основе раз-
работанного проекта. Проекты п сметы утверждаются н переутверждаются со-
ответствующими ведомствами в зависимости ог сметной стоимости объекта
(табл. III. 17).
Порядок проведения экспертизы проектно-сметной документации па геолого-
разведочные работы устанавливается министерствами и ведомствами СССР,
осуществляющими геологоразведочные работы.
_ Финансирование геологоразведочных работ производится учреждениями
с-тройбанка СССР при наличии следующих утвержденных документов: плана
геологоразведочных работ (форма 7-гр) с приложением геологических заданий по
основным объектам; плана финансирования геологоразведочных работ (форма 5);
титульного списка геологоразведочных работ и затрат (форма l-гр); копии ут-
“Орждениых смет (форма l-см) по каждому объекту, включенному в титульный
117
Таблица III.17
Сметная стоимость проекта на геологоразведочные работы
и утверждающие инстанции *
Ведомства - Сметная стоимость проекта, тыс. руб
1. Министерства и ведомства СССР 2. Республиканские министерства и ведом- ства, главные управления министерств и ве- домств СССР, объединения 3. Геологические управления министерств и ведомств СССР и союзных республик, орга- низации иа правах i оологических управле- ний 4. Геологические экспедиции, находящиеся на самостоятельном балансе В отдельных случаях по специальному разрешению министерств СССР Свыше 2500, а по наиболее важ- ным объектам по перечню Гос- плана СССР — без ограничения До 2500 До 1500 (включительно) До 50 До 100
* Таблица составлена иа основании «Инструкции по проектированию геологораз-
ведочных работ от 29 декабря 1975 г.> (М„ ОЦ1ГГИ, ВИЭМС, 1977 г.).
список; справки об утверждении проектно-сметной документации (форма 6-гр);
перечня объектов геологоразведочных работ, зарегистрированных во Всесоюзч
ном или территориальном геологических фондах (форма 3-гр).
Сметная стоимость геологоразведочных работ, осуществляемых горнодобы-
вающими предприятиями в пределах горных отводов и прилегающих участков,
определяется на основании нормативов СУСИ иа геологоразведочные работы и
по согласованию со Стройбанком СССР корректируется с учетом тарифов по за-
работной плате соответствующей отрасли промышленности. По данным промыш-
ленной разведки производится подсчет запасов.
ГЛАВА 6
МАРКШЕЙДЕРСКОЕ ДЕЛО*
Маркшейдерское дело включает в себя обширный комплекс маркшейдерских
работ (составление планов и карт, проекций и разрезов, гсометризации .местоЧ
рождений полезных ископаемых, ориентирование и контроль горных выработок,!
зданий и сооружений, построение опорных сетей, съемка земной поверхности;!
учет движения запасов, сдвижения горных пород, построение охранных и предо-}
хранительных целиков и других), обеспечивающих эффективную и безопасную
эксплуатацию месторождения. I
В научно-техническом плане маркшейдерские работы базируются иа достид
жепиях в области геодезии — пауки об измерениях Земли. Согласно астроиомо-.
геодезическим измерениям Земля по своей форме представляет собой геоид, по
размерам полуосей, сжатию и ориентированию близкий к эллипсоиду вращения,]
называемого референц-эллипсоидом. При пересечении поверхности эллипсоида^
плоскостями, проходящими через ось вращения PPj (рис. II 1.6), образуются
кривые линии PKPiKiP, называемые меридианами и представляющие собой
• Глава написана совместно с В Б. Коняевой. I
118
рис. III.6. Рсферсиц-эллнпсоид:
I — меридиан, 2 — параллель; 3 — экватор
Рис. III.7. Проекции точек земной поверх»
иостн на уровенную поверхность
эллипсы. Плоские сечения, перпендикулярные к оси вращения РРХ, образуют
параллели, являющиеся окружностями. Параллель, проходящая через центр
эллипсоида О, называется экватором. Физическая поверхность Земли является
очень сложной в геометрическом отношении, поэтому за поверхность Земли при-
нимают уровсииую поверхность, совпадающую со средним уровнем воды в океа-
нах.
Положение каждой точки земной поверхности можно определить по поло-
жению ее горизонтальной проекции иа уровенной поверхности и ио высоте точки
над этой поверхностью (рис III.7).
Расстояние Яд по отвесной линии в метрах от средней уровенной поверх-
ности до точки физической поверхности Земли называется абсолютной отметкой
(рис. 1118) Расстояние h по отвесной линии в метрах от любой другой уровенной
поверхности до данной точки называется относительной отметкой (высотой)
точки
В СССР за исходный уровень принят нуль
Кронштадтского футштока (Балтийская система
высот).
Единой для всего земного шара является
географическая система координат Положение
точки физической поверхности земли опреде-
лится географическими координатами — широ-
той, долготой и абсолютной отметкой. Широ-
та — угол <р, образованный между отвесной
линией, проходящей через точку Земли и центр
земного шара, и плоскостью экватора Геогра-
фическая широта ф отсчитывается в обе сто-
роны от экватора к полюсам и изменяется от О
До 90° (северная и южная широты).
Долгота — угол X, образованный плоско-
стью меридиана, проходящей через точку Земли,
И плоскостью начального (нулевого) меридиана
оа начальный (нулевой) принят меридиан,
проходящий через Гринвичскую обсерваторию
близ Лондона. Долготы отсчитываются в обе
Сторопы от пулевого меридиана (на восток и на
запад) и изменяются от 0 до 180°.
План — уменьшенное подробное изпбраже-
"'•е проекции контуров местности на горизон-
тальную плоскость, во всех своих частях со-
хРаняющсе постоянный масштаб.
Рис. III.8. Определение абсо-
лютной отмотки точки поверх-
/ — уровенная поверхность точ-
ки В; 2 — средняя уровенная
поверхность
119
Рис. III.9. Определение истинного азимута:
А — азимут, ? — угол сближения
Рнс. III. 10. Определение дирекциошюго
1 — шестиградусиая зона; 2 — осевой ме-
ридиан; 3 — параллельная ему линия; а —
дярекцнонный угол; А — азимут
Рельеф — совокупность неровностей земной поверхности, изображаемая
линиями точек с одинаковой высотой над уровнем моря.
Профиль — уменьшенное изображение вертикального сечении земной по-
верхности в том или ином направлении, характеризующее неровности местности.
Разрез — уменьшенное изображение вертикального сечепня земной коры по
заданному направлению или горнзоитальиое сечение недр на заданном
горизонте
Карта — изображение земной поверхности (протяженностью более 20 км),
полученное с учетом кривизны Земли. Карта от плана отличается наличием карто-4
графической сетки н существенным закономерным изменением линейного мас-
штаба.
Линии па местности принято ориентировать относительно истинного (гео-1
графического), магнитного и осевого меридианов. Направление истинного и осе- ,
вого меридианов определяется из астрономических наблюдений с большой точ- J
ностыо, магнитного — при помощи компаса Несовпадение истинного с магнитны^ I
направлением в заданной точке составляет некоторый угол 6, который назы-
вается углом склонения магии гной стрелки. Западное склонение стрелки обоз^
начается знаком минус. I
Относительно исходных геодезических направлений положение линий оп- |
ределиется ориентирующими углами.
Истинный азимут — горизонтальный угол, отсчитываемый по ходу часо>
вой стрелки от северного конца истинного меридиана, проходящего через данную,
точку, до данного направления (рис. III 9) Истинные азимуты одной и той же
прямой линии в разных ее точках ие равны друг другу и отличаются па величину Y |
вследствие шарообразной формы Земли.
Магнитные азимуты — горизонтальные углы, отсчитываемые по ходу часо-1
вой стрелки от северного конца оси магнитной стрелки до данного направления, ,
изменяются от 0 до 360° и отличаются от истинных Лист иа величину магнитного
склонения 6 1
Лист — Лмаг +
Дирекционный угол — горизонтальный угол, отсчитываемый от северного
конца осевого меридиана до данного направления (рис. III. 10).
120
§ 55. Виды маркшейдерских съемок
В зависимости от применяемых инструментов существуют следующие виды
съемок, теодолитная (контурная), производимая угломерными инструментами, —
теодолитом н стальной мерной лептой; тахеометрическая, сочетающая в себе кон-
турную и вертикальную съемки, производимая теодолитом-тахеометром; мен-
зульная при помощи мензулы (столика) и угловачертатсльиого инструмента —
кипрегеля; наземная стереофотосъемка фототеодолитом, т. с. фотокамерой, со-
единенной с теодолитом; аэрофотосъемка специальными фотокамерами, уста-
новленными на самолете; глазомерная при помощи компаса, визирной линейки
в карандаша; буссольная; нивелирная (геометрическое нивелирование); съемки
теодолитом-тахеометром или кипрегелем (тригонометрическое нивелирование)
и барометром (барометрическое нивелирование).
По назначению подземные маркшейдерские съемки можно разделить иа сле-
дующие виды-
соединительные (горизонтальные и вертикальные);
горизонтальные и вертикальные съемки основных выработок;
съемки подготовительных и очистных выработок;
замеры подготовительных и очистных горных выработок и земной поверх-
ности.
§ 56. Составление маркшейдерских планов,
проекций и разрезов
Маркшейдерские планы составляют в общегосударственной системе плоских
прямоугольных координат в масштабах I : 2000, I : 1000, 1 - 500, а для отдельных
важных объектов (околоствольные дворы, камеры и т. д.) в масштабе 1 - 200
Кроме основных планов иа шахтах составляются проекции горных выработок
на вертикальную плоскость (при крутом падении рудных тел); вертикальные раз-
резы вкрест простирания месторождения; профили по основным откаточным гор-
ным выработкам; планы околоствольпых выработок; планы очистных работ и
некоторые другие.
Основные маркшейдерские планы составляются па планшетах размером
500X 500 мм иа чертежной бумаге высшего качества. Основные планы, проекции
и разрезы подклеиваются па тонкие алюминиевые листы и файеру для обеспече-
ние. Ill It. Профиль горной выработки:
' — откаточный штрек; 2 — орт
121
ния длительного срока'службы. На основные планы шахты наносятся, техниче-
ские границы поля шах гы и границы безопасного ведения горных работ, все ка-
питальные, подготовительные, нарезные, разведочные выработки с показанием
времени их проведения по месяцам, углы наклона по наклонным подготовитель-
ным и очистным работам не реже чем через 150—200 м, выработки соседних гор-
ных предприятий в пределах 100 м от границы разрабатываемого поля; теодолит-
ные ходы первого и второго разрядов со всеми временными и постоянными пунк-
тами; репера с их номерами и отметками; данные, характеризующие форму и ус-
ловия залегания полезного ископаемого; линии тектонических нарушений с ука-
занием угла падения плоскости смещения, границы целиков и направление линий
вертикальной проекции и разрезов
На некоторых месторождениях составляются планы эксплуатационных бло-
ков в масштабе 1 . 500 и 1 - 200.
Вертикальные разрезы вкрест простирания и проекции горных выработок па
вертикальную плоскость выполняются в масштабе основных планов. Все планы
и разрезы пополняются не. реже одного раза в месяц.
Профили (рис III 11) составляются по результатам геометрического нивели-
рования. Профили по откаточным выработкам имеют два разных масштаба,
горизонтальный — соответствует масштабу основного маркшейдерского плана и
вертикальный, который берется в 10 раз крупнее горизонтального Кроме пере-
численных выполняются наглядные маркшейдерские планы — основы для состав-
ления вентиляционных и аварийных планов, и гнпсомсгрические — планы
изомощиостей, характеризующие условия залегания полезного ископаемого
в недрах.
§ 57. Маркшейдерское обеспечение шахтного строительства
При строительстве шахты задачи маркшейдерской службы сводятся- к изу-
чению рабочих чертежей проекта и их проверке; перенесению в натуру элементов
геометрической схемы, запроектированных поверхностных и подземных сооруже-
ний; осуществлению в процессе строительства н проведения горных выработок
маркшейдерского контроля за соблюдением геометрических элементов, перене-
сенных в натуру (горизонтального угла, горизонтального расстояния, точки, за-
данной координатами, точки с заданной высотной отметкой, горизонтальных и
наклонных осей, горизонтальных кривых) и к закреплению в натуре элементов
разбивки.
Перенесение в натуру горизонтального угла р (рис. III 12).
В точке А, закрепленной на месте направления ifi, устанавливают теодолит.
Сместил нули лимба и алидады горизонтального круга, наводят визирную ось на
точку В. Закрепив лимб, алидаду поворачивают па угол 3 при «круге лево». '
По направлению визирного луча выставляют точку С, Переводя трубу через
зенит, повторяют действие при «круге право», закрепляют точку Сг. За оконча-
тельное положение С принимают середину между точками Q и Сг.
Перенесение в натуру заданного
горизонтальною расстояния. Если
горизонтальное расстояние невелико,
проектная длина откладывается сле-
дующим образом- установив в началь-
ной точке теодолит, по заданному на-
правлению устанавливают веху и на
ией отмечают уровень инструмента;
измерив угол наклона 6, вычисляют
наклонное расстояние
cos 6'
РИС. 111.12. перенесение данного направле- КОТОР°С и откладывают в натуре. ЕслП
ння в натуру проектное расстояние велико, его
122
(II 1.27)
fP (Г
разбивают на отдельные участки (чтобы длина их не превышала мерного
прибора) и забивают колья на точках перегиба. Заданное горизонтальное
расстояние
1 = у /-}-</, (JU 28)
где — сумма измеренных горизонтальных проложений. —домер взад или впе-
ред от последней точки.
Перенесение в натуру точки по заданным координатам производится тремя
способами (рис III 13). Полярный способ (см. рнс. III.13, а). На местности зак-
репляют направление АВ, выносят точку Р, координаты которой известны.
Дирекционный угол (АР) определится из уравнения
tg(AP) = Yp~Yf , (II 1.29)
лр ~ лл
а угол направления на точку Р определяется из разности дирекшюиных углов;
Р= (АР) — (АВ). (III.30)
Вычисленное значение р откладывают теодолитом. По направлению [откладывают
горизонтальное расстояние, вычисленное по формуле
YP-YA Хр-Ха
Sin (АР) ~ cos (АР)
- и&гглёзм
и отмечают точку Р.
Способ игловой засечки (см. рис. 111.13, б). В натуре имеются дпе закрепленные
точки А и В, координаты которых известны. Решением обратной геодезической
задачи вычисляют дирскиионные углы (АР) и (ВР), а затем углы направлений Рд
я Рв выносят в натуру тсодслитсм и в месте пересечения этих направлений, отме-
ченных точками 1, 2, 3, 4 иа коль-
ях. находят искомую точку Р.
Способ линейной засечки' (рнс.
*4 13, в). Решением обратной гео-
дезической задачи вычисляют длины
и ВР = /г. Полученные
Расстояния переносят в натуру при
Яо'ющи двух рулеток и на их пере-
'ячепии находят искомую точку Р.
Перенесение репера по задан-
"°й отметке в натуру (рис. III 14).
Перенесение
туру
123
Рис. III.15. Передача отметки на дно котлована
В точке’А требуется’закрепить ре-
пер с заданной и проекте высотной
отметкой Яд. На репер R с изве-
стной отметкой Hr устанавливают
нивелирную рейку и по ней ниве-
лиром берут отсчет I. В месте, где
должен быть заложен репер А, от-
мечают проекцию визирного лу-
ча Г.
Вычислив горизонт инстру-
мента,
ГЯ=Яя+/, (II 1.32)
определяют превышение
Н=НА-ГИ, (III.33)
иа которое будет отстоять проекци-
онный репер А от точки Г.
При передаче отметки иа
дно котлована применяют сталь-
грузом (рис. 111.15).
(Ш.34)
иую рулетку с подвешенным к ней
Отметка
На = Hr + Il — (ai — пг) — k-
§ 58. Маркшейдерские работы
промплощадки и
при строительстве сооружений
проходке стволов
На промышленной площадке основными являются оси главного ствола
шахты. От них методами угловых и линейных засечек определяют расположение
всех основных зданий промплощадки. При сооружении траншеи и прокладки-
трассы подъездных железнодорожных путей маркшейдер разбивает иа местности,
продольную ось магистрали.
В работу маркшейдера при сооружении комплекса шахтного подъема входят:
ориентирование и привязка армировки ствола (расстрелов, проводников), копра
с расположенными иа нем шкивами, подъемных машин.
Установка копра начинается с укладки подкопровой рамы. Ее проверяют по
высоте, для чего нивелируют угловые точки. При установке раму в плаве привя-
зывают к осям ствола.
Разбивку фундаментов укосины копра ведут по рабочему чертежу и плану
расположения фундаментов относительно осей подъема или осей ствола шахты:
Перед подъемом копра макршейдер должен разместить на подшкивиой площадке1
осевые точки в соответствии с рабочими чертежами. После подъема копра марк-
шейдер теодолитом выносит фактическое положение осей ствола на переднюй
и заднюю стенки подшкивной площадки при двух положениях трубы. Отклонен
ине положения подшкивной площадки не должно превышать ± 25 мм для метала
личсскнх и ± 50 мм для деревянных копров. Проверяется правильность установки
станка копра, разбивка осей шкивов производится теодолитом от осей ствола
шахты.
При установке подъемной машины маркшейдерские работы сводятся к пере-1
несению осей ствола (подъема) в здание подъемной машины и к определению по-1
ложения оси вала. Оси намечают па скобах, заделанных внутри здания в стенах.|
После установки, проверки горизонтальности н правильности расположе-J
иия рамы относительно оси подъема и осн главного вала подъемной машины и]
закрепления основной рамы приступают к установке главного вала. Контроль)
установки главного вала подъемной машины состоит в определении фактического
положения его осей в горизонтальной и вертикальной плоскостях. Окоичатель-?
иая проверка подъема осуществляется путем определения углов отклонения ка-?
иатов (рис. III. 16) на барабане подьемпой машины и на шкивах (углы девиации)*;
124 J
Углы отклонения канатов иа ба-
рабане определяются по формулам
ан = Т^р'; (П1-35)
aB=^-hp', (111.36)
где p' = 3438.
Углы отклонения каната иа
шкивах'
Рн = ан-?со8ф; (111.37)
Рв = ав + У cos <р, (II 1.38)
где Y — горизонтальный угол между
осевой плоскостью шкива и осью
подъема; Ф — угол наклона струны
каната.
По правилам технической экс-
плуатации значение углов отклонения
канатов не должно превышать Г 30'.
При проходке шахтных стволов
ведется контроль за их поперечным
сечением, вертикальностью, проверя-
ется правильность нх крепления и
армирования.
Все контрольные операции ведут
от [специальных проходческих отве-
сов, число которых и расположение
зависят от формы ствола.
При круглом сечении пользуются
нейтральным и боковыми отвесами,
располагаемыми иа осях ствола. Попе-
Рис. Ill.ll, Схема и определению углов де-
виации
речное сечение и вертикальность ство-
ла контролируются промером радиу-
сов от центрального отвеса, ориентирование ствола — ио боковым отвесам.
При прямоугольном сечении пользуются угловыми отвесами. Промером от
этих отвесов до стеиок ствола вчерне и в свету при помощи специальных шабло-
нов проверяют сечение ствола и вертикальность его стеиок.
Маркшейдер проверяет толщину крепи, забутовку пустот, образующихся
в результате вывалов, и выполняет контрольные операции, связанные с устрой-
ством в стволе проемов и л у ио к.
При армировании ствола контролируется строгое соблюдение всех проектных
размеров и деталей армпровки. Разметку гнезд для расстрелов производят ша-
блонами. Основой для установки расстрелов нижележащих ярусов служит верх-
ний ярус, расстрелы которого укладывают весьма тщательно. Помимо контроля.
Установки расстрелов, в плане контролируют нх проектное положение по высоте,
Для чего нивелируют оба конца расстрела.
§ 59. Маркшейдерское обеспечение подземных горных работ
Соединительная съемка — совокупность маркшейдерских работ, выпол-
няемых для ориентирования подземных горных выработок. Соединительной
съемкой устанавливаются дпрекционные углы и координаты X, V начальных
пунктов на каждом горизонте горных работ в системе координат, принятой на
поверхности. Из этих задач наиболее ответственной является задача определения
Апрекционного угла, т. е. ориентирование (рис. III. 17).
Ошибка, допущенная в определении координат, не увеличивается при уда-
лении от начального пункта. Линейная ошибка положения объектов подземной
125
Рнс. III. 17. Распространение ошибок в определении координат (а) и дкрскциониого j
съемки, обусловленная ошибкой определения дирекцноиного угла, возр
по мере пх удаления от начального пункта. Разность дирекниоииых угле
ропы подземной съемки, вычисленная по двум независимым ориентир
не должна превышать 3'. Если ориентировки произведены через разные с
то эта разность ие должна превышать
Да=±/(3')24-(0,7')ап,
(I
где п — число углов подземного теодолитного хода.
Ориентирование может быть выполнено геометрическим и физиче
методами (магнитный, оптический и гироскопический).
Геометрический ме-
тод ориентирования является
наиболее распространенным н по
условиям связи подземных горных
выработок с земной поверхностью
применяется в трех основных раз-
новидностях: ориентирование через
штольню или наклонный шахтный
ствол; через один вертикальный
шахтный ствол; через два верти-
кальных шахтных ствола.
Рис. III. 19. Ориентирование через одни
кальный ствол:
1 — лебедки; 2 — блоки; 3 — проволок
груз; S — успокоители; 6 — цситриро!
пластинка
126
Рис. III.20. Примыкание к отвесам способом соединительного треугольника
Ориентирование через штольню или наклонный
ствол осуществляется проложением по ним теодолитного хода от пунктов Т
и Л геодезического обоснования на поверхности (рис. III. 18).
Ориентирование через одни вертикальный ствол
слагается из двух частей: проектирование точек с поверхности иа ориентируемый
горизонт, примыкание к проектируемым точкам иа поверхности и к их проек-
циям на ориентируемом горизонте.
Проектирование точек чаще всего осуществляется с помощью двух непо-
движных (рис. 111.19) или двух качающихся отвесов.
При ориентировании глубоких стволов колебания отвеса полностью
успокоить не удается. Поэтому проектирование точек осуществляется по кача-
ющимся отвесам. Качания отвеса обычно наблюдают с помощью цептрировочной
тарелки с двумя взаимно перпендикулярными шкалами и двух теодолитов. При
наблюдении качаний берется 10—15 отсчетов против крайних левых и правых
положений отвеса. Шкальный отсчет положения покоя
ЛГ, = Afi-1-^Ч- • _ (п j 40)
Л
Примыкание к отвесам по способу соединительного треугольника
(рис. 111.20). В ствол шахты опускают два отвеса Л и В. На поверхности у ствола
закладывается подходной пункт С, привязанный к триангуляционным или поли-
гонометрическим пунктам. Отвесы А и В и пункт С образуют на поверхности
треугольник АВС. Эти же отвесы образуют с точкой С' начального пункта под-
земной сьемки соединительный треугольник Л'В'С.
Теодолитами, установленными на поверхности в точке С и под землей
в точке С', одновременно измеряют углы у, 6, в, у', 6', в' н длины сторон соеди-
нительных треугольников abc и и'Ь'с'. Длины измеряются стальной рулеткой
при постоянном натяжении не менее пяти раз. Углы при точках С и С должны
быть измерены тремя полными повторениями теодолитом, имеющим точность
отсчета не ниже 30".
Вычислив примыкания
sina = —sin у, (III 41)
sin р = —smy; (III.42)
sin a'=sin у', (111.43)
sin P'=sin у', (111.44)
получают углы a, P и a', P'
127
Дирехшюиный угол исход-
ной стороны подземной сьемки
(C'D') = (7'С)-| г-|-
Н- (а -Ь а') - 6' ± 3-180°.
(111.45)
Координаты точки С’ вычис-
ляются по формулам
(111.46)
+ b' cos (Л'С'). (III.47)
Для контроля дирекцион-
ный угол (C'D') и координаты
точки С вычисляют нз хода СВВ'С. Исследования показали, что наименьшие
погрешности возникают, когда угол у не превышает 3°. Примыкания к отвесам
могут быть выполнены по методам соединительного четырехугольника и сим-
метричных фигур.
Ориентирование через два вертикальных ствола
(рпс. 111.21). Опускают по одному отвесу в каждый ствол А п В. На поверхности
от триангуляционного пункта Т прокладывают теодолитные ходы к отвесам А
н В и определяют координаты отвесов (Х^, Кд), (Хв, Y в) в принятой на поверх-
ности системе координат. По координатам отвесов находят днрекционный угол
линии АВ, соединяющей отвесы-
(III.48)
у в -У А Хв- хА
sin (ЛВ) cos (АВ) ‘
(III.49)
В шахте на ориентируемом горизонте также прокладывают ход первого
разряда А'—1—2—3—4—5—В' по выработкам, соединяющим стволы. Вычис-
ляют координаты Хд и У'в в условной системе координат, в которой координаты
отвеса АХ а и Ил и днрекционный угол (Л — 1) равны нулю. Тогда
Ш(ля)' = -Й-:
лв
L’ = Y'B = *в
~ sin (ЛВ)' — cos (ЛВ)'
(II1.50)
(111.51)
Дирекшюпиый угол (Л — 1) вычисляют в системе координат, принятой на
поверхности,
(Л — 1) = (АВ) — (ЛВ)'. (111.52)
По координатам точки Л н дирекциоииому углу (Л — 1) вновь вычисляют
координаты подземного хода.
Передача высотных отметок с поверхности на
горизонт горных работ. При вскрытии шахтного поля штольней
или наклонным стволом превышение (вертикальное расстояние) определяется
путем прокладки хода геометрического и тригонометрического нивелирования
между пунктами на поверхности и в шахте. Передача высотных отметок через
вертикальные выработки как с земной поверхности, так и с одного эксплуата-
ционного горизонта иа другой может быть выполнена при помощи длинной шахт-
пой лепты, стальной проволоки, металлической рулетки и глубиномера (длино-
мера).
128
Передача отметки через вертикальные выработки шахтной лентой. На по-
верхности вблизи устья ствола шахты закреплен репер R„, высотная отметка
которого Zpa известна В шахте заложен репер /?ш, отметку Zpjn которого необ-
ходимо определить. Из схемы (рис. 111.22)
2лш = гЛи-Л, (II 1.53)
где h — расстояние по вертикали между реперами Rn и /?ш. Для определения h
используются стальные ленты длиной от 100 до 1000 м. Перед производством
измерений ствол шахты на земной поверхности и горизонте горных работ пере-
крывается прочными полками. Барабан с лентой устанавливается иа уровне
верхней приемной площадки над стволом шахты. Ленту разматывают до тех пор,
пока она дойдет до горизонта горных выработок. К концу лепты подвешивается
груз, вес которого должен быть равен натяжению при компарироваиин ленты.
На поверхности и в шахте устанавливаются нивелиры, а иа пунктах R„ н Rm
нивелирные рейки.
Прн измерениях одновременно по сигналу берутся следующие отсчеты:
«и — отсчет по рейке, установленной па репере Ra, аП1 — то же, на репере Rta;
Vn — отсчет по ленте иа уровне горизонтального луча верхнего нивелира; Ыш —
аналогичный отсчет по лучу нижнего нивелира. Кроме того, определяется темпе-
ратура воздуха в средней части ствола с точностью до 1 °C.
Величина
h = (N„ - Nm) + аш - ал + Д-}- Д£, + At + г, (III .54)
гДе АЦ и ДЛ5 — поправки, учитывающие удлинение ленты под действием силы
тяжести ее и груза; Д/ — поправка за температуру; г — поправка за компариро-
вапне лепты.
Передача в шахту высотной отметки должна быть сделана дважды. При вто-
ром измерении меняются высоты обоих нивелиров и положение ленты в стволе.
5 П/р В А. Гребенюка и др. 129
25
Передача отметки через вертикальные выработки дгиномером ДА-2
(рнс. II 1.23) Длиномер состоит из лебедки с проволокой и мерного диска. Бара-
бан лебедки и мерный диск вращаются на одной оси. Число целых оборотов мер-
ного диска определяется по счетчику. Для отсчета части оборота диска па его
реборде нанесены деления, что позволяет отсчитывать 0,001 оборота. К проволоке
прибора прикрепляются рейка-груз и контрольная рейка, па которой нанесены
сантиметровые деления.
В начале измерений рейка-груз устанавливается против горизонтального
луча нивелира па поверхности, н по ней берется отсчет лв, а затем отсчет ал по
нивелирной рейке, установленной иа репере Rn Отсчет Na записывается по счет-
чику оборотов Затем проволоку медленно и равномерно опускают в шахту до
тех пор, пока рейка-груз окажется против горизонтального луча нивелира, уста-
новленного в шахте. После этого берут отсчеты- — по счетчику длиномера,
лш — по рейке-грузу, а,,, — по рейке, установленной на репере Rm.
Высотная отметка репера .9^ вычисляется по формулам
2яш = гЯп-Л; (III.55)
Л = (Л/ш - *п) - (еп - ли) + (а„, - лш) + Д/ + Д/п + (ПI.56)
где Д/, Д/п, Л/о и г — поправки за диаметр и материал проволоки, за разность
температур и поправка за компарирование.
Передача отметки длиномером должна производиться не менее двух раз.
Закрепление и нумерация пунктов теодолитных ходов. Вершины углов
теодолитных ходов в горных выработках закрепляются постоянными и времен-
ными знаками. При "выборе мест закрепления пунктов необходимо обеспечить
взаимную видимость’ пары смежных пунктов и наибольшее расстояние между
ними.
Постоянные знаки закрепляются в кровле (рис. II 1.24, о) илн почве
(рис. 111.24,6) горной выработки. Постоянными знаками закрепляют ие менее
трех смежных вершин теодолитною хода. Группа постоянных пунктов закре-
пляется не реже чем через 300—500 м.
130
Временные маркшейдерские знаки (рис. III 24, в) забивают в верхнякн
крепежных рам нлн в деревянные пробки, укрепленные в специально пробурен-
ных в кровлю скважинах. Все постоянные и временные знаки нумеруются. Для
каждой шахты должна быть принята общая нумерация Номера временных и
постоянных пунктов обозначаются на металлических марках и крепятся на борту
выработки иа креплении или пишутся масляной краской при креплении бетоном
н в выработках без крепления.
Измерение длин сторон подземных теодолитных ходов Инструментами для
измерения длин служат стальные длиной 20, 30, 50 м и тесемочные длннои
10 м рулетки. Стальные рулетки обычно применяются в основных маркшейдер-
ских съемках, тесемочные — в съемках очистных работ. Длину каждой стороны
хода для контроля измеряют два раза — вперед и обратно. Расхождения между
двумя значениями одной и той же стороны в теодолитных ходах первого и второго
классов не должны превышать соответственно 1 : 2000 и 1 : 3000. Разрешается
применять дальномеры, обеспечивающие необходимую точность.
Съемка подробностей в горных выработках производится от пунктов и сто-
рон теодолитного хода. Объектами съемки являются контуры горных выработок,
контакты пород и полезного ископаемого, тектонические особенности месторо-
ждения, вид крепления выработки и др. Съемка может производиться способами
ординат и полярным. Камеральная обработка теодолитной съемки, как и ниве-
лирование подземных горных выработок, ведется по правилам, выработанным
в маркшейдерии.
Геометрическое нивелирование применяется в горизонтальных и слабонаклон-
ных (до 8°) выработках, тригонометрическое — в наклонных п крутых.
Геометрическое нивелирование ввиду более высокой точности применяется
для создания высотного обоснования п шахте, тригонометрическое — ведется
одновременно с теодолитной съемкой горных выработок. Реперы закладываются
в фундаментах стационарных установок, а также в коренных породах почвы,
кровли и бортов выработки.
Съемка нарезных и очистных выработок. Способы, объем и характер съемок
определяются формой залегания полезного ископаемого. Съемка может быть
произведена с пониженной точностью упрощенными угломерными инструмен-
тами, висячими инструментами, а также рулеточным замером. Дальномерами
ведется съемка недоступных точек в очистных камерах. Съемки привязываются
к теодолитному ходу шахты. Результаты съемок зате\Г проверяют, вычисляют
и наносят на планы горных работ
Рассечка околоствольного двора. С приближением забоя ствола к проектному
горизонту производят контрольные измерения глубины ствола н передают от-
метку на реперы, заложенные в креплении ствола несколько выше места сопря-
жения. Горизонт рассечки намечается от этих реперов путем рулеточных замеров.
Направление рассечки сопряжения определяется от осевых проходческих от-
весов, опущенных с поверхности или последнего опорного венца. Пользуясь
точками предварительно вынесенной оси, проводят выработки околоствольного
двора па расстояние не более 20—30 м. Дальнейшую проходку можно вести после
точного ориентирования и перенесения оси ^ствола иа горизонт околоствольного
двора.
zzzzzzzzzzzzzzzZz/zzzzzzzzzz/zz/zz/ZZZZz>>
-
МТ№^7________________%.___<£__________
Рис. 1П.2Б. Задание горизонтального направления прямолинейным горным выработкам:
°. Ь. с — отвесы
131
Рис. 111.2$. Задание горизонтально-
го направления криволинейной вы-
работки
1и (правое) и 1„ (левое) (рнс.
До проведения выработок околостволь-
ного двора должны быть составлены и вы-
числены проектные полигоны Полигоны об-
разуют оси проектируемых выработок око-
лоствольпого двора. Вычисление проектных
полигонов ведется по числовым данным ра-
бочих чертежей в истинной или условной
системе координат. При построении проект-
ного полигона оси криволинейных участков
заменяют хордами. Наряду с составлением
проектного полигона должен быть составлен
проектный профиль откаточных путей.
Задание направлении горным выработ-
кам. Горизонтальное направление прямоли-
нейной выработки закрепляется тремя вре-
менными маркшейдерскими точками, рас-
стояние между которыми должно быть не
менее 2—3 м.
Маркшейдер указывает расстояние от
закрепленных отвесов до степок выработки
III 25, а). С закрепленных точек опускают
отвесы (рнс. 25, о) п, дав им успокоиться, становятся сзади них так, чтобы все
три нити отвесов покрывали друг друга Полученное направление проектируют
па забой.
Для задания направления выработки па прямом участке может быть
использован световой указатель направления УНС-2, разработанный
ВНИМИ.
Световая точка создается оптической частью прибора и источником света.
Световой зайчик проектируется па забой в виде двух перекрещивающихся свето-
вых полос.
Задание горизонтального направления криволинейной выработки
(рис. III 26). На схеме криволинейного участка, составленной в крупном масш-
табе (I : 20—1 : 50), круговую кривую заменяют вписанными в нее хордами,
предварительно вычислив углы их поворота и длины. По этой схеме графически
определяют расстояния (перпендикуляры) от хорд до стеиок выработки через
каждые 1—2 м.
Числовые значения перпендикуляров и расстояний от начала хорды
до оснований всех перпендикуляров приводят иа схеме. Кроме того, име-
ются способы радиусов и продолженных (коротких) хорд.
Направление выработки в вертикальной плоскости задают в соответствии
с проектным уклоном i (рис. III.27).
Уклон можно задать при помощи реперов, закладываемых по обеим стенкам
выработки. Расстояние от реперов до почвы и кровли выработки должно быть
одинаковым по всей длине выработки.
Проведение выработок встречными забоями. Положение точек С и D встреч-
ных горизонтальных забоев (рис. 111.28) определяется по плайей выносится в на-
туру путем прокладки теодо-
литиого хода. --------------------'
132
Для задания горизонтального
направления вычисляют углы при
вершинах С и D:
Pj = (CD) - (СВ); (111.60)
() — (DC) — (D/). (111.61)
Уклон i сбиваемой выработки
определится по разности отметок
точек С и D;
_ Хс-Хр = Yc-Yp .
cos (DC) sin (DC) ’
(111.62)
. ^Hc-Hp (III.63)
Рис. III.28- Проведение выработок встречными
забоями:
I — пройденный штрек; 2 — проектный штрек
Сбойка вертикальных вырабо-
ток (рис. 111.29) Положение то«
чек Ц и //,, расположенных на
одной вертикали, определяется аналогично после прокладки теодолитного хода.
Контроль за соблюдением проектного сечения выработки. Поперечное сече-
пне выработок проверяется систематически, их ширина измеряется вчерне н
в свету. Измерения ведут тесемочной рулеткой через равные по длине проме-
жутки выработки.
Сечение выработки, имеющей криволинейное очертание, проверяется при
помощи шаблона, способом линейных засечек пли полярным способом. Помимо
проверки сечений вновь пройденных выработок ежеквартально определяют
состояние главных подготовительных выработок, для чего через каждые 50 м
производят замеры сечения выработок и устанавливают состояние крепн и вели-
чину зазоров между наиболее выступающими частями подвижного состава н под-
вешенного иа крепи оборудования.
§ 60. Геометризация месторождений полезных ископаемых
Геометризаиия месторождений — изображение па бумаге расположения,
формы рудных тел и распределения их свойств.
Изображение достигается с помощью изолиний, т. е. линий одинаковых
значений того нли иного показателя
Йио-геометрические графики чаще выполняются в масштабах 1 : 1000;
, 1 : 5000; 1 : 10 000 На них в процессе разведки п эксплуатации место-
133
рождения наносят данные об элементах залегания тел в отдельных точках; о со-
ставе вмещающих пород, форме и мощности отдельных слоев, пространственном
распределении отдельных сортов полезного ископаемого, а также компонентов;
гидрогеологические и другие сведения.
Эти данные позволяют составить гипсометрические планы лежачего или
висячего бока, планы мощностей залежи, планы изоглубин н т. д.
Прн построении гипсометрического плана сначала строится координатная
сетка, а по координатам наносятся точки пересечения разведочных выработок,
с почвой залежи полезного ископаемого. У точек пересечения проставляют зна-
чения высотных отметок почвы.
В практике часто составляют планы изолиний произведений мощности за-
лежи на содержание металла. В этом случае у проекций разведочных выработок
проставляют произведения величин.
§61. Учет добычи, потерь и движения запасов
полезного ископаемого
Маркшейдерские замеры для учета движения запасов ведут в подготовитель-
ных, нарезных и очистных выработках. Рулеткой замеряют расстояние от бли-
жайших маркшейдерских точек до забоя, поперечное сечение выработок и кре-
пление. В очистных выработках при определении количества отбитой руды п
объема образовавшихся пустот часто возникает необходимость в инструменталь-
ной съемке.
Количество (т) чистого полезного ископаемого, добытого за отчетный период,
Q=Vy-n0, (111.64)
где V — объем выемки полезного ископаемого, м’; у — плотность полезного
ископаемого в массиве, т/.м’; /7О — потерн отбитого полезного ископаемого, т.
Количество (т) товарного полезного ископаемого, добытого за отчетный пе-
риод
Qr = yY_ По+ Q', (111.65)
где Q' — количество породы, попавшей в полезное ископаемое прн добыче, т.
Количество потерь отбитого полезного ископаемого и количество породы,
попавшей в добычу, определяются по маркшейдерским замерам в горных вы-
работках.
Величина Qr может быть определена также по формуле
Qt= (Ку-Ло)гКп. (III.66)
где г — коэффициент, учитывающий засорение полезного ископаемого боковыми
породами; Кв — коэффициент влажности полезного ископаемого.
Г = ^Т> (Ш.67)
а — о
где а, с, Ь — соответственно содержание металла в добытой руде, в массиве и
боковых породах.
Величины г н Кв определяются по данным опробования на руднике. Опера-
тивный учет добычи полезного ископаемого производится силами технадзора уча-
стка нлн шахты по количеству н массе вагонеток или по данным взвешивания
полезного ископаемого, поступившего из горных выработок за смену, сутки,
месяц.
Правильность оперативного учета контролируется замерами остатков полез-
ного ископаемого на складах. Масса добытого за отчетный период полезного
ископаемого (т)
<2т = <21 + 5<2*> (111.68)
где — масса полезного ископаемого, отправленного потребителям, т; EQ; —
остатки полезного ископаемого на складах в бункерах и т. д., т.
134
Замеры полезного ископаемого иа складах производят ежемесячно по состо-
янию па конец последней смены отчетного месяца 4
Потерями полезного ископаемого называется часть его балансовых запасов,
оставляемая (теряемая) в недрах прн разработке месторождений, а также до-
бытая ненаправленная в породные отвалы, оставленная в местах складирования
н иа транспортных путях. По причинам возникновения фактические потерн при
подземной разработке месторождений подразделяются па классы и группы
Общешахтные потери (общерудничпые, общепрннсковые) заключены в пред-
охранительных и барьерных целиках различного назначения, в целиках на ipa-
нице шахтных полей н около крупных тектонических нарушений, а также в це-
ликах под другими объектами, подлежащими охране согласно действующим пра-
вилам н техническим проектам разработки отдельных месторождений.
Эксплуатационные потери образуются непосредственно в процессе добычи,
зависят от применяемых систем разработки, технологии горных работ н делятся
на группы: первая группа — потери полезного ископаемого в массиве (в над-
штрековых, подштрековых целиках, на контактах рудного тела с вмещающими
породами, в местах выклинивания, в затопленных, заваленных целиках и т. д.);
вторая группа — потери отбитого полезного ископаемого (в результате оставле-
ния его» выработанном пространстве на поверхности лежачего бока, из-за про-
никновения рудной мелочи в закладку и т. д.).
Потерн могут быть нормируемые и ненормируемые. Разубоживание полез-
ного ископаемого подразделяется на две группы: первичное, происходящее в про-
цессе отбойки полезного ископаемого, и вторичное, происходящее прн выпуске
н доставке полезного ископаемого нз блока, погрузке, складировании и др.
Непосредственный учет потерь (т) полезного ископаемого по данным марк-
шейдерских съемок ведется по формулам
/7=5—Д; (III.69)
П=Б — Qt+Q'. (III.70)
где 5 — погашенные балансовые запасы на данном участке, т, Д — количество
добытого полезною ископаемого, т; QT — количество добытой горной массы, т,
Q’— количество породы, попавшей при добыче в полезное ископаемое, т.
Q'=QT£^1, (IH.7I)
где а, Ь, с — соответствующие содержания металла, см. (III.67).
Потерн в процентах от погашенных запасов при непосредственном учете
выражаются формулой
Я0тн = 4~ 100=л 100> (И 1.72)
о Qt т И
при косвенном учете
<"L73>
Разубоживание (%) при непосредственном учете
Р = _^100, (III.74)
ЧТ
при косвенном учете
Р = 100 = [ 1 - (.д ~ 1 100. (III.75)
с— b L (с— b) J
135
Если разубоживающие породы не содержат полезного компонента, то b = 0.
Тогда
Р = С^~ 100= [1 Ю0. (III.76)
Учет потерь и разубоживания полезного ископаемого ведется по специальным
(|юрмам, предусмотренным соответствующими инструкциями.
§ 62. Контроль за сдвижением горных пород
и охрана сооружений
Породы, окружающие горные выработки (пустоты), под действием силы тя-
жести и горного давления стремятся заполнять образовавшиеся пустоты и при-
ходят в движение, что обусловливает развитие процесса сдвижения. Сдвижение
горных пород может достигать поверхности земли. Процесс сдвижения слагается
нз оседаний (перемещение пород по вертикали) и горизонтальных перемещений
(деформаций). Часть толщи горных пород, затронутая процессом сдвижения, но-
сит название зоны сдвижения. Зона сдвижения иа поверхности земли проявляется
в виде образования пологой впадины, называемой мульдой сдвижения
(рис. 111.30). Границы зоны опасных сдвижений и зоны трещин на земной по-
верхности определяются относительно границ выработанного пространства соот-
ветственно углами сдвижений р, р(, у, 6 н углами разрыва Р", (JJ, у" и 6"
в коренных породах и углами ф" <р и — в иаиосах и выветрелых породах.
Углами сдвижения и разрыва определяют соответственно границы зоны
опасных сдвижений и зоны трещин- р и Р" — со стороны висячего бока; Pi
н Pi — в лежачем боку залежи от нижней границы выработанного пространства;
у и у’ — в висячем боку залежи от верхней границы выработанного простран-
ства, 6 и 6' — по простиранию залежи от нижней границы выработанного про-
странства.
По отношению к предохранительному целику угол р определяет его верх-
нюю границу, угол у — нижнюю границу, угол 6 — границу по простиранию
залежи и угол Pt — верхнюю границу со стороны лежачего бока залежи.
Углы сдвижения зависят главным образомот физико-механических свойств
горных пород, углов падения рудных тел и вмещающих пород, их мощности, глу-
бины залегания, системы разработки. Об их величине ориентировочно можно
судить по данным табл. III. 18.
Безопасная глубина разработки, при которой деформация земной поверх-
ности не вызывает вредных последствий для подрабатываемых объектов, опре-
деляется формулой
Яб=/пКб, (III. 77)
где Кв — коэффициент безопасности, определяемый из наблюдений.
В правилах охраны все сооружения делятся па три категории охраны. К пер-
вой категории относятся самые важные и опасные для подработки сооружения.
Рис. 111.30. Зоны сдвижения на поверхности земли:
а, в — разрезы вкрест простирания месторождения; 6 -
да сдвижения; 2 — наиосы
136
Углы сдвижения и разрыва при полной подработке
Таблица III 18
Углы сдвижения н разрыв,
градус
Коэффициент крс-
постн пород /
Угол падения
пород Ojj или
рудного тела
ар> т. градус
Слоистое строение пород (осадочные)
0-30 55-45 55 — 55
31—45 45—40 55 — 55
/< 5 46-60 40 («п-5)* 55
61-80 40 -45 50 55
81-90 45-50 — 50 55
0 -30 60-50 6 55+1,5/
/>5 31—45 50-45 6 — То же
46-60 45-40 Ип
61-80 40 — «п*‘ »
81-90 40-50 — 60*** >
Несло истое строение пород
5</<Ю I 0-30 1 65 I 65 1 70
Слабой и средней 31-50 60 65 70
трещиноватости 51—80 65 ар. т 70
81-90 65 | 65 | 70
» Не более SO’, о Не более 65°.
• При ап > 80’; р,-р. нлн fn б < ^я. б-
Коэффициент безопасности К а для первой категории составляет 150, для вто-
рой — 100, для третьей — 50.
Изучение процесса сдвижения горных пород и земной поверхности ведется при
помощи натурных инструментальных наблюдений, на моделях и теоретически.
Для проведения натур-
ных инструментальных на-
блюдений на поверхности
земли в подземных горных
выработках и подрабатыва-
емых объектах (у железных
дорог, трубопроводов и т. д.)
закладываются специальные
наблюдательные станции.
Наблюдательная стан-
ция представляет собой си-
стему реперов, заложенных
до начала подработки, в пло-
скостях главных сечений
мульды сдвижения в объек-
тах, у объектов и в шахте.
Одна из таких станций (рнс.
П1.31), состоит нз линий ре-
перов, заложенных па по-
верхности земли по падению
рудного тела (/—/ и II—II)
н по простиранию (///-///).
На каждой профильной ли-
нии размещают рабочую
часть, находящуюся в пре-
делах мульды, н опорную,
137
4>20~30
Рис. III.32. Конструкция
опорного репера
находящуюся в зоне, нс охваченной сдви-
жениями. Опорные реперы /?,./?> и т д.
(рис. III.32) закладываются за пределами ожи-
даемой Гмульды сдвижения па расстоянии 50 м
от се границ. Расстояние I между рабочими ре-
перами (1.2,3..) определяется в зависимости
от глубины разработки Н. Так. при Н - 50 м
/ — 5 м, при Н = 100 м / = 10 м, при Н =
= 200 м I — 15.0 м и т д.
Смещение реперов в рабочей части про-
филя определяется относительно опорных ре-
перов Сдвижение реперов в горизонтальной
плоскости определяют путем измерения расстоя-
ний между реперами рулеткой, отклонение ре-
перов от створа профильной линии измеряется
теодолитом. Вертикальное оседание реперов
определяется геометрическим нивелированием.
Чем быстрее протекает процесс сдвижения, тем чаще следует проводить наблюде-
ния. Углы сдвижения р, у и 6 определяются графически на разрезах вкрест
простирания и по простиранию залежи.
Маркшейдерские наблюдения за сдвижением горных пород в шахте про-
водятся с целью определения напряженного состояния и давления горных пород,
окружающих выработки.
Реперы наблюдательных станций обычно закладываются парами (в кровле
н почве) так, чтобы нх центры находились на одной отвесной линии.
В подготовительных выработках дополнительно закладываются реперы
в боковых стенках. Относительные смещения реперов в вертикальной плоскости
определяются с помощью телескопических стоек.
Метод моделирования дает представление о характере сдвижений и дефор-
маций толщи пород и земной поверхности. '
Теоретические методы в основном базируются на допущении, что толща
пород между горными выработками и поверхностью земли представляет собой
сплошную среду, в которой под действием горных разработок возникают упругие
пластические деформации.
Меры охраны сооружений и объектов на земной поверхности выбираются
в зависимости от их категорий, конструктивных особенностей, протяженности,
высоты, характера эксплуатации и т. д. Границы предохранительного целика
определяются плоскостями, проведенными под углами сдвижения от границ
охраняемой^площади (рис. II 1.33).
Для отдельных зданий и объектов небольших размеров охраняемая пло-
щадка строится в виде прямоугольника, стороны которого касаются внешних
углов здания и параллельны (перпендикулярны) линиям падения и простирания
залежи. <
Стороны охраняемого контура железных дорог, трубопроводов, каналов,
рек строятся параллельно оси объектов
Охраняемый контур с целью запаса увеличивается на размер предохрани-
тельной бермы. Берма откладывается одинаковой по простиранию, падению и
восстанию залежи Величина бермы зависит от категории объектов:
20 м — для объектов Гкатегорни (стволы, копры, здания подъемных машин;
слепые шахты и камеры подъемных машин, районные элсктроподстанции н элек-
тростанции; центральные компрессорные станнин производительностью более
100 м3/мин, железные дороги МПС; общественные и жилые здания в 4 этажа
и более; основные здания заводских цехов и дымовые трубы; русла больших
рек);
10 м — для объектов II категории (вспомогательные стволы шахт с копрами
н подъемными машинами, капитальные рудоспуски: вентиляторы главного про-
ветривания; основные капитальные горные выработки: квершлаги, штольни,
откаточные штреки, рудничные электровозные депо и механические мастерские;
железные дороги и станции МПС местного значения; административно-бытовые
комбинаты, жилые и общественные дома в 2—3 этажа; магистральные водо-, •
138 *
газо-, нефтепроводы высокого и среднего давлеиия;[компрессорпые станини произ-
водительностью до 100 №/мии, шахтные и заводские котельные; высоковольтные
•НЭП н открытые понизительные подстанции па НО кВ н выше; естественные
и искусственные водоемы);
5 м —для объектов III категории (борта действующи х'карьеров и выездные
внутрикарьерпые дороги, подъездныеУрудиичные железнодорожные пути; опоры
высоковольтных ЛЭП местного значения и открытые части понизительных под-
станций на 6 и 35 кВ; водопроводы местного^значения; шоссейные дороги;
одноэтажные жилые и общественные деревянные дома; липни телеграфной н
телефонной связи; парки, канализационные коллекторы).
При построении предохранительных целиков для капитальных горных вы-
работок охраняемая площадка располагается выше кровли выработки (рис. III.34)
на величину Л = ?а при /> 5 н Л = За при / < 5, где а — ширина охраняемой
выработки.
Построение предохранительного целика производится одним из способов:
Вертикальпых разрезов, перпендикуляров и проекций с числовыми отметками.
139
Рнс. III.34. Пример построения предохранительного целика для слепого ствола н камеры
подъемной машины, пройденных в лежачем боку рудной залежи (разрез вкрест простяра-
1 — РУДиая залежь; 2 — ствол слепой шахты, 3 — камера; 4 — руддвор; 5 — границы
охранного целика
Способ перпендикуляров рекомендуется применять при построении пред-
охранительных целиков под вытянутыми диагонально расположенными относи-
тельно простирания залежей объектами, а способ проекций с числовыми отмет-
ками — при сложном залегании рудных залежей
Для определения размеров предохранительной потолочины на разрезах
по простиранию и вкрест простирания от кровли каждой выработки откладывают
вверх отрезки, соответственно равные 2аь 2п2, 2о3 (где а — ширина выработки),
определяющие размеры потолочины для охраны ствола, камеры и руддвора
(см. рис. Ill 34). На площадку, отстоящую от верхней части ствола на величину
2а3, проектируют наружные стенки крепления ствола, и от них в обе стороны
откладывают бермы, равные 20 м. От предохранительных берм под соответству-
ющими углами сдвижения проводят охранные плоскости. На разрезе вкрест
простирания этими углами будут 0 и 02 = а п- Плоскость, проведенная под углом
Pi = «и, определит границу предохранительного целика со стороны вися-
чего бока. Охраняемая площадка для камеры подъемной машины, построенная
по величине 2а,, располагается несколько ниже охраняемой площадки для ствола.
На эту площадку проектируют внешнюю стенку камеры и, отложив 20-метровую
берму, проводят охранную плоскость под углом 0 Таким образом, полу-
чают границу предохранительного целика со стороны лежачего бока Аналогич-
ным образом определяют границы предохранительного целика иа разрезе по
простиранию
Контуры предохранительных целиков, а также зон опасных сдвижений
после их утверждения должны быть нанесены на соответствующие графические
документы — планы поверхности, совмещенные погорнзоптные планы горных
работ, разрезы вкрест простирания и по простиранию рудных залежей и т. д.
§ 63. Структура маркшейдерской службы
Маркшейдерская служба организуется по отраслевому принципу. Ес глав-
ными задачами являются:
своевременное и высококачественное осуществление маркшейдерских работ
для обеспечения наиболее полного н комплексною использования месторождений
полезных ископаемых, эффективного и безопасного ведения горных работ и
охраны недр;
140
совершенствование организации н методов ведения маркшейдерских работ
на основе широкого внедрения новейших достижений науки и техники передового
опыта;
осуществление ведомственного контроля за правильностью разработки
месторождений полезных ископаемых и пользования недрами в целях, не свя-
занных с добычей полезных ископаемых, за выполнением требований по охране
недр и наиболее полному извлечению из недр основных и других совместно с ними
залегающих полезных ископаемых, за выполнением мероприятий, обеспечива-
ющих при проведении горных работ безопасность для жизни н здоровья работ-
ников и населения, охрану окружающей природной среды, зданий и сооружений
от вредного влияния этих работ, и за соблюдением других требований, определя-
ющих деятельность маркшейдерской службы.
Маркшейдерская служба в отрасли возглавляется маркшейдерским под-
разделением соответствующего министерства, ведомства.
Маркшейдерская служба па предприятиях, в организациях и учреждениях,
осуществляющих проектирование н строительство предприятии по добыче полез-
ных ископаемых, доразведку и разработку месторождений полезных ископа-
емых, является, как правило, самостоятельным структурным подразделением.
На предприятиях, в организациях и учреждениях, осуществляющих проек-
тирование и строительство предприятий по добыче общераспространенных по-
лезных ископаемых, доразведку и разработку месторождений этих полезных
ископаемых, проектирование, строительство и эксплуатацию подземных соору-
жений, не связанных с добычей полезных ископаемых, и пользование недрами
в иных целях, может быть образована объединенная геолого-маркшейдерская
служба.
Для выполнения работ по развитию маркшейдерских опорных сетей, фото-
грамметрических съемок, наблюдения за деформацией горных массивов, контроля
за правильностью учета объемов выполненных горных и других работ, связанных
с маркшейдерским обеспечением действующих и строящихся предприятий по
добыче полезных ископаемых, могут создаваться в установленном порядке спе-
циализированные маркшейдерские подразделения (бюро, лаборатории, группы
и т п ).
Капитальные маркшейдерские н топографо-геодезические работы, требу-
ющие применения специальных методов и технических средств, выполняются
в установленном законодательством порядке специализированными организа-
циями.
На предприятиях по добыче полезных ископаемых (кроме общераспростра-
ненных полезных ископаемых) маркшейдерская служба возглавляется главным
маркшейдером, который подчиняется непосредственно руководителю или глав-
ному инженеру предприятия.,
Главный маркшейдер назначается и освобождается от должности вышестоя-
щим органом.
Численность и квалифицированный состав маркшейдерской службы опре-
деляются структурами управления соответствующих отраслей промышленности.
Маркшейдерская служба выполняет функции в соответствии с типовым
положением о ведомственной маркшейдерской службе, утвержденным постано-
влением Совета Министров СССР от 27 октября 1981 г , № 1040.
ГЛАВА 7
ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ГОРНЫХ ПОРОД
§ 64. Структура и текстура горных пород
Для всех генетических классов горных пород характерны тектонические
нарушения и трещиноватость. Тектоническая парушениость проявляется в изме-
нении первичных форм залегания горных пород. Среди тектонических нарушений
выделяют складчатые (пликативпые), разрывные (дизъюнктивные) и складчато-
разрывные.
141
Таблица III.19
Важнейшие структуры и текстуры горных пород
Структура или текстура Характеристика Порода
Структура
Кристаллическая: грубо- и крупнозер- Порода целиком состоит из кристалли- Гранит, габбро
нистая среднсзернистан ческих зерен; размер зерен 0,5—5 мм Размер зерен до 0.5 мм
мелкозернистая афоинтопаи Размер зерен менее 0,25 мм Зерна различимы лишь при увеличе- нии Диабаз
Скрытокрпсталличе- ская Кристаллы не видны даже при увели- чении Риолит
Стекловатая Сплошная стекловатая масса Обсидиан, туф
Порфировая В общую стекловатую или кристалли- ческую массу вкраплены крупные зер- на Гранит-пор- фир, аидезнт
Обломочная Породы сцементированы из обломкоп Текстура Брекчия
Массивная Частицы породы ие ориентированы, плотно прилегают друг к другу Частицы породы нс плотно прилегают друг к другу, образуя большое число Гранит, пнроксснит
Пористая Туф, мел
Слоистая Частицы пород чередуются, образуя слои и напластования И1ВССТНЯК, сланец
В первом случае деформации имеют пластический характер и приводят к об-
разованию складок. Во втором случае деформации горных пород сопровождаются
нарушениями их сплошности, т е. образованием разрыва. В третьем случае
горные породы подвержены как пластическим, так и разрывным деформациям.
К группе разрывных нарушений относят сбросы, взбросы, сдвиги, сбросо-
сдвиги, ступенчатые сбросы, грабены и горсты. Складчато-разрывные нарушения
представлены чешуйчатыми складками и надвигами.
Структуры и текстуры горных пород характеризуются большим разнообра-
зием (табл. III 19).
§ 65. Элементы залегания рудных тел
К элементам залегания относятся, простирание, глубина залегания, падение
и у юл падения пласта, его мощность. Элементы залегания определяют положе-
ние рудного тела (пласта) в пространстве.
Линией простирания залежи называется направление горизонтальной линии
па поверхности пласта (слоя, жилы, плоскости разрыва и т. п.), определяемое
горным компасом относительно меридиана. Характеризуется двумя азимутами
простирания, отличающимися друг от друга на 180°, обычно указывается только
один из них.
Глубиной залегания в данной точке залежи считается вертикальное рассто-
яние от земной поверхности до самой нижней точки висячего бока залежи.
Линией падения называется наибольший наклон пласта (слоя, жилы, поверх-
ности разрыва н др., геологических тел н поверхностей), определяемый отиосн-
142
телыю । оризоптаяьпой плоскости и стран света. Характеризуется азимутом па-
дения и углом падения, для измерения которых сначала определяют линию
падения
Азимут падения — угол между мериднаиом, иа котором находится точка
наблюдения, и линией падения пласта (слоя, толщи, крыла складки, плоскости
толщины, жилы). Определяется при помощи горного компаса В отлнчие от ази-
мута простирания он имеет лишь одно определение, поэтому прн геологической
съемке записывается только азимут падения, отличающийся от азимута прости-
рания иа 90е.
Углом падения нли просто падением называется угол, образованный линией
падения месторождения с горизонтальной плоскостью.
Горный компас состоит из алюминиевой или медной пластинки, длинная
сторона которой параллельна направлению С — 10 (У — S), и укрепленного иа
пластинке лимба. В центре лимба иа металлическую иглу насажена магнитная
стрелка для определения азимутов п отвес для определения угла падения. В от-
личие от обычного компаса для удобства работы лимб разделен на 360° в напра-
влении, обратном движению часовой стрелки; соответственно переставлены
индексы «3» и «В». Поэтому данные измерений азимутов падений н простираний
могут наноситься непосредственно (без пересчета) на карту.
Месторождения по углу падения делятся на горизонтальные (от 0 до 3е),
пологопадающне (от 3 до 30е), наклонные (от 30 до 45—50°) и крутопадающие
(свыше 45—50“).
Мощность рудного тела изменяется от десятков сантиметров до километра
и более Различают рудные тела- маломощные — мощностью до 5 м, в том числе
тонкие — мощностью меньше 0,6—0,8 м, при выемке которых обязательно под-
рабатывают вмещающие породы; средней мощности — от 5 до 10—15 м, в кото-
рых располагают выемочные блоки длинной стороной по простиранию залежи
(разработка по простиранию); мощные — мощностью более 10—15 м, при кото-
рой выемочные блоки располагают длинной стороной вкрест простирания (раз-
работка вкрест простирания), в том числе весьма мощные — мощностью более
50—80 м, прн которой в крупных залежах разделяют этаж на блоки не только
по простиранию, по и пкрест простирания, а пологую залежь обычно разделяют
па этажи
§ 66. Классификация горных пород по устойчивости
Очень неустойчивые. Плывуны, сыпучие, рыхлые породы. Нс допускают
обнажения кровлн н боков выработки, требуют применения опережающей крспн.
Неустойчивые. Допускают небольшие обнажения кровлн, но требуют проч-
ного поддержания ее вслед .за выемкой.
Средней устойчивости. Допускают обнажение кровли иа сравнительно
большой площади (до 200 м2), но прн длительном обнажении требуют поддер-
жания.
Устойчивые Допускают обнажение кровли н боков па большой площади
(до 500 м2) н нуждаются в поддержании только п отдельных местах.
Очень устойчивые. Допускают огромное обнажение (до 1000 м2) как сверху,
так н с боков и длительное время (годы и десятки лет) могут стоять, не обру-
шаясь, без поддержания.
§ 67. Трещиноватость горных пород
Трсщниой называют плоский разрыв сплошности среды, величина которого
на порядок и более превосходит межатомные расстояния в кристаллической
решетке (10~10 м).
Трещины по величине бывают трех порядков (табл. III 20).
Трещины первых двух порядков возникают в основном в процессе диагенеза
осадков или кристаллизации магм, их ориентирование в общем случае хаотично.
Этн трещины определяют сопротивляемость пород процессам бурения и дро-
бления.
143
Таблица 111 20
Характеристика пород по трещиноватости
Порядок Характеристика и генезис трещин Протяженность трещины» м Раскрытие, м Расстояние между тре- щинами. м Преимущественное ориентирование
Первый Вакансии, дислокации,плоскости В II у т р II к р и Ю-’-Ю-8 1 сталличес» | 10-“— ю-4 | с и е | ю-о-IO-» | | Беспорядочное
Второй М е ж Трещины между кристаллами, тре- кристаллп 10-4-10-2 ч е с к н е I 10-6—Ю-3 I 10-»-10-3 I Беспорядочное, за ис-
щииы в цементе | | Эндогенные (разрывы) I Трещины остывания и усыхания 1 10"1—10® 1 10*4—Ю"3 1 1 10-1-10® ключением сланцеватых 1 пород I Перпендикулярно к на-
Трещины накоплении осадков lO’i-lO3 ю-®—ю-* 10-1-10» пластованию Параллельно напласто-
Третий Экзогенные (сдвиг I Тектонические трещины 1 10®—10* 1 •, разрыв) I Ю-о—10® 1 I 10-®-10-1 | вапию I Связанные системы па-
1 Кливаж | 10-1—10 | ю-,»-10-“ I 10-0-10-3 раллельных трещин | Параллельные трещины
Г н п е Искусственные трещины р г с н и ы с (р ю-2-ю а э р ы в) Ю-о-10-1 10-1-10" Перпендикулярно к об-
Трещины отжима 10°— ю2 Ю-з-10-1 10-1-10® нажению Параллельно обнаже-
Трещины выветривания Ю-1—Ю~2 10-»—IO'1 10-2—10® нию По первичным трещинам
Характерной огобгпностью трещин третьего порядка является то, что они,
пересекаясь, делят породы на отдельности более или меисе правильной формы.
Эти трещины оказывают наиболее существенное влияние па процессы разруше-
ния пород при их выемке и рыхлении, при сдвижениях, оползнях н обвалах
§ 68. Водные свойства горных пород
Влажность горной породы — это степень иасыщеииости ее водой. Влаж-
ность (%)
W = Р1=-?г 100, (II 1.78)
где Pi — масса пробы с естественной влажностью, г (куски диаметром ие более
1—2 см); Р2 — масса абсолютно сухой пробы, г (температура сушки не выше
-'-ПО °C).
Вдагоемкость — способность пород вмещать в себя то или иное количество
воды Численно опа выражается так же, как и влажность.
Набухаемость — это способность горной породы увеличиваться в объеме
в результате поглощения воды. Наибольшей способностью к набуханию обла-
дают глинистые сланцы и пластичные, плотные и песчаные глины, которые уве-
личивают объем при набухании на 5—10% при влажности 20—30 %.
Водопроницаемость — это способность породы пропускать сквозь себя воду,
выражаемая количеством воды, проходящей в единицу времени (м3/сут или см3/с).
Для рыхлых и сыпучих пород водопроницаемость
<2=Хф1Л (11179)
где Хф — коэффициент фильтрации, м3/сут илн см3/с; i — уклон поверхности
воды (безразмерная величина); F — площадь поперечного сечения фильтрующего
слоя, м2 или см2
Формула (П 1.79) характеризует также ламинарное движение воды но мелким
трещинам (0,001—5,0 см) со скоростью до 0,1 см/с и в породах с карстовыми ка-
налами (10—20 см) со скоростью до 0,01 см/с. Движение воды по трещинам
со скоростями, превышающими указанные, может стать турбулентным в соот-
ветствии с уравнением
v =Кф|<7, (II 1.80)
где о — скорость фильтрации, м/с; J = ----напорный градиент (х, у— коор-
динаты произвольно выбранной точки депресснопной кривой).
Фильтрацией называется движение воды в породах под действием напора.
Коэффициент фильтрации Яф является основной характеристикой водопроница-
емости пород; он равен скорости движения воды при градиенте напора, равном
единице.
Коэффициент фильтрации (м/сут) рассчитывается в соответствии с законом
Дарси по формуле
Кф — (III.81)
'Де Q — объем профильтровавшейся воды, см3; Т — время фильтрации, с, Г —
площадь поперечного сечения образца, см2; J — ---напорный градиент (Я—
разность напоров, м; L — длина пути фильтрации, м); г = 0,74-0,03/°—тем-
пературная поправка; 864 — коэффициент пересчета см/с на м/сут.
Категории пород по водопроницаемости и коэффициенту фильтрации, м/сут:
1. Практически водонепроницаемые, Кф— 0—0,01 Глины, плотные су-
глинки, глинистые сланцы, кристачлические породы, мрамор.
2. Проницаемые в ничтожной степени, Кф — 0,01—0,1. Четвертичные су-
'•ihhkh, трещиноватые глинистые сланцы и кристаллические Породы.
145
3. Очень слабонронинаемые, Кф — 0,1—1,0. Супеси, мелкозернистые гли-
нистые пески, трещиноватые породы.
4. Слабопронниаемые, Кф— 1—10 Мелкозернистые пески, равномерно
зернистые пески с примесью глины и пыли, трещиноватые коренные породы.
5. Проницаемые в малой степени, Кф — 10—100. Среднезернистые слабо-
глинистые н чистые мелкозернистые пески, крупнозернистые и средиезерпистые
пески, слабосцементнроваиные песчаники, трещиноватые породы.
6 Среднепроницаемые, Кф — 100—500. Крупнозернистые пески с различ-
ной величиной зерен и примесью глины, трещиноватые породы.
7 Проницаемые в повышенной степени, Кф — 500—1000. Однозернистые
н чистые крупнозернистые пески, трещиноватые известняки и мергели.
8 Легкопроницаемые. Кф — 1000—2000. Хорошо отсортированные чистые
крупнозернистые пески с примесью гравия, трещиноватые известняки.
9. Проницаемые в значительной степени, Кф — 2000—4000. Мелкий одно-
роднозерпистый гравий с небольшой примесью песка, трещиноватые и каверноз-
ные карстовые известняки
10. Проницаемые в высшей степени. Средпезернйстый и крупнозернистый
гравий, сильнокаверпозпые известняки с густой сетью незаполненных карстовых
каналов.
Фильтрационные свойства различных пород изменяются в широких пре-
делах.
По отношению к выщелачиванию горные породы условно разделены па че-
тыре группы, с Кф до 0,1, от 0,1 до 1,0; от 1,0 до 10,0 и свыше 10 м/сут. Прак-
тикой выщелачивания установлено, что породы с Кф от 1,0 до 10,0 м/сут наи-
более благоприятны для выщелачивания.
ГЛАВА 8
ФИЗИКО-МЕХАНИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА ГОРНЫХ ПОРОД (70, 71]
Под физическим свойством породы понимают ее специфическое поведение
(ответную реакцию) при воздействии па нее определенных физических полей или
тел. Свойства пород зависят от их минерального состава, степени нарушенное™
(связи между частицами), характера распределения минералов в породе, разме-
ров, формы и неоднородности частиц.
Численно каждое физическое свойство породы оценивается одним или не-
сколькими параметрами (показателями, характеристиками), являющимися коли-
чественной мерой свойства
Физико-технические свойства пород подразделяют по виду вызвавших их
внешних полей. В физике горных пород под понятием «внешнее поле» подразуме-
вают тот вид энергии илн вещества, под воздействием которого в данный момент
находится порода.
К настоящему времени известно более ста физико-технических параметров
пород. В справочнике наряду с некоторыми физико-механическими параметрами
пород, необходимыми для решения частных задач горного производства, при-
водятся так называемые базовые физико-технические характеристики пород:
плотность, пористость, пределы прочности при сжатии и растяжении, модуль
продольной упругости (модуль Юнга), коэффициент относительных поперечных
деформаций (коэффициент Пуассона), коэффициент теплопроводности, удельная
теплоемкость, коэффициент линейного теплового расширения, удельное элек-
трическое сопротивление, акустические и некоторые другие свойства горных
пород, которые служат общим для изучения всех пород фундаментом. Они исполь-
зуются для систематизации, исследования, сопоставления н классификации
пород, а также для выбора, оценки и расчета основных горнотехнических про-
цессов 1
Плотность — величина, определяемая отношением массы вещества к зани-!
маемому им объему, размерность- кг/м1, т/м1, г/см3, кг/л, г/л и т д.
Плотность в массиве определяется отношением массы руды в естественном!
залегании (без нарушения свойственных руде пустот и пор) к занимаемому объ-.
146
еМу. Устанавливается она взвешиванием определенного объема руды и делением
полученной массы на тщательно замеренный объем этого же количества руды
в целике.
Для определения плотности высекают объем руды и тонко ее измельчают
устраняя тем самым поры и пустоты) и взвешивают в воздухе и в воде, определяя
массу и объем.
Плотность в массиве существенно меняется при изменении минерального
состава руд, поэтому следует периодически ее проверять относительно для каж-
дого естественного типа руд При ее определении высекают монолит правильной
формы из забоя объемом 0,01—0,05 м3 для вязких глнн, от 1 до 10 м3 (иногда
п более 10 м8) для скальных пород и руд при взрывных работах. Тщательно за-
щищают выемку и определяют объем. Руду или породу взвешивают на весах
с точностью до 0,1 кг. Делением массы монолита глины нлн руды иа объем по-
лучают значение плотности в массиве (кг/м3)
Y = 4-, (I"®)
где Р — масса монолита, кг; V — объем массива, м3.
Определение плотности в массиве пористых, трещиноватых руд требует
предварительного покрытия их поверхности парафином. Образец породы после
взвешивания в воздухе погружают на одну секунду в сосуде расплавленным
парафином. Повторным взвешиванием в воздухе определяют массу парафино-
вою слоя Разделив последнюю на плотность парафина, определяют объем пара-
финового слоя, который вычисляют из объема образца, полученного при погру-
жении в воду Среднее значение плотности руд в массиве определяют как среднее
арифметическое из 15—20 частных определений этой величины (табл III 21
н III 22)
Пористость — это отношение объема всех пор, имеющихся в рудном образце,
к его объему. Различают открытую и закрытую пористости, которые в сумме
дают общую пористость В рыхлых рудах закрытой пористости практически нет
В плотных рудах могут быть закрытые поры, объем которых снижается при
дроблении образца.
Пористость (%)
Ип
Ve+ Vu
100,
(II1.83)
где Ип — объем пор, м3, Va — объем минерального скелета, м3
Отношение объема пор к объему минерального скелета породы называется
коэффициентом пористости:
(III.84)
Взаимосвязь между пористостью пород и коэффициентом пористости вы-
ражается формулой
(III 85)
Пористость изменяется в широких пределах (%), для песчаников и алевро-
литов — от 1 до 41, известняков — от 0 до 35, доломитов — от 2 до 35, мела —
40 до 55.
Пористость интрузивных пород (см табл III21) значительно ниже.
147
Таблица III.21
Средние значения плотности и пористости некоторых интрузивных горных пород
Горные породы Плотность, т/м’ Пористость, %
сред- няя пределы колебаний сред- "’ал!"'
Гранит бибтитовый 2,65 2,57 2,53-2,70 2,7 0,4 5,2
Плагиограиит 2,71 2,77 2,60 2,57-2,70 3,2 2,9 3,4
Гранодиорит 2,69 2,62-2,78 1,8 1 1 2,9
Нефелиновый сиенит 2,72 2,66 2,45—2,70 2.5 07 5,0
Диорит 2,95 2,81 2,67—2,92 2,9 1,8 5,1
Габбро 3,06 2,95 2,85—3,05 1,3 0,3 3,5
Габбро-норит 3,0 — — 2.6 1,3 2,0
Пироксенит — 3,19 2,90—3,40 — — —
Таблица III 22
Плотность (т/м3) осадочных горных пород
„ I Пределы нэые- I Наиболее часто
Порода и нений встречающееся
| | значение
Глинистые
Глина I I 1,20-2,40 I I -
Аргиллит 1,70-2,90 2,30-2,40
Глииистыи сланец | | 2,30—3,00 2,40-2,60
Песчано-обломочные
Песок 1,30-2,0 1,50-1,70
Алевролит 1,80-2,80 2,30-2,50
Песчаник 2,00-2,90 2.50-2,65
Песчаный еланей 2,30-3,00 2,60—2,70
Брекчия 1,60—3,00
Конгломерат 2,10 —
Карбонатные, гидрохимические, кремнистые
Мергель 1,50-2,80 2,20—2,40
Известняк 1,80—2,90 2,60-2,70
Доломит 1,90—3,00 2,60-2.80
Гипс 2,10-2,50 2,40—2,50
Ангидрит 2,40-2,90 2,50-2,60
Соль каменная 2,15—2,30
Опока 1,00-1,60
Кремень 2,32—2,60 —
Механические свойства горных пород. Предел прочности — критическое';
значение соответствующих напряжений, при которых образец породы разру-
шается (табл 111.23). По характеру приложенных элементарных напряжений
различают пременпые сопротивления сжатию аС(К, растяжению ор, сдвигу тсдв
и изгибу Оцаг
Поверхностная плотность внутренних сил называется напряжением и вы-
ражается в Паскалях (Па)-
о = -^-, (III.86)
где f —сила (вес), II; S — площадь, ,мг.
148
Таблица III.24
Углы внутреннего трения
и сцепление горных пород
Таблица III.23
Прочность иа сжатие аСж и растяжение
Ор некоторых пород и материалов
Порода мпа ор, МПа
Базальт 385,5 14,8
Гранит 212,0 8,5
Кварцит 313,0 11,2
Песчаник 237,5 10,0
Гнейс 232,5 7,9
Известняк 78,0 3,9
Мрамор 74.0 2,9
Доломит 95,0 4,65
Бетон 31,2 1,62
Кирпич 21,5 2,1
Порода Угол внутрсн- трения ф. градус Сцепление Ксн. Па
Аргиллит Глина жир- ная 11есок Скальные породы 30 20 32 35-60 0,4-30 0,85-3,3 0,9-5,0 150-300
Если внешние силы воздействуют на породу только в направлении одной
оси, то они вызывают в ней одноосное напряженное состояние; если в направле-
нии двух осей — плоское напряженное состояние. Действие сил по трем осям
приводит к объемному напряженному состоянию породы. Напряжения, напра-
вленные перпендикулярно к рассматриваемой площадке S, — нормальные (о);
напряжения, действующие касательно к площадке S, — касательные (т).
Прочность качественно оценивается как сопротивление разрушению при
непрерывном течении или трещниообраэовании.
Из всего многообразия теорий прочности материалов в механике горных
пород наибольшее распространение получила теория О. Мора. Согласно этой
теории разрушение горной породы происходит под влиянием касательных напря-
жений, являющихся функцией нормальных напряжений на площадке сдвига,
или же под влиянием растягивающих напряжений, достигающих определенного
предела. Исходя из этого, для оценки всей совокупности механических харак-
теристик той илн иной горной породы можно строить графики огибающей пре-
дельных кругов напряжений Мора, которые называют паспортом прочности
(рис. Ill 35). Отрезок ОЛ равен пределу прочности образца при одноосном рас-
тяжении, a ON — пределу прочности при одноосном сжатии. Кривая ABD
является огибающей предельных кругов Мора, которая может быть описана урав-
нением параболы (циклоиды или гиперболы в зависимости от характера породы),
переходящей в прямую. 11а участке BD огибающую без погрешности считают
прямой, описываемой уравнением
t = Ясц + а„ tgcp = Ксц -г <М>, (III 87)
где /ССц — отрезок ординаты, отсеченный касательной к огибающей кривой (или
прямой). — соответствует силе сцепления горной породы, Па; tg (р — коэффи-
циент внутреннего трения породы; <р — угол внутреннего трения, градус.
По паспорту прочности определяют сцепление породы ЛСц и угол внутрен-
него трения <р (табл. III.24), который равен углу, образованному касательной
к огибающей кривой с осью о Уравнение (II 1.87) называют уравнением проч-
ности твердой и связной горной породы.
Показатель Кац — предел прочности породы при срезе в условиях отсут-
ствия нормальных напряжений, называемый сцеплением породы. В горных поро-
Дах различают сцепление, обусловленное силами связен между частицами породы,
к сцепление, обусловленное капиллярным натяжением воды, находящейся в по-
роде Первый вид сцепления характерен для скальных пород, второй — для
важных рыхлых и глинистых (связных) пород.
Угол внутреннего треиия <р в массиве в условиях одноосного сжатия не пре-
вышает 40—50°, в условиях объемного напряженного состояния — 30—40°.
'Ч-'Щ глинистых прослойков <р принимается равным 18—20°.
149
Пределы прочности горных пород (Па) при сжатии аС)К = (04-6)- 10е, при
растяжении ор = (0-е-2)107, при сдвиге тсдп = (0ч-4)107, предел длительной
прочности о» = (0,9—0,5) ос>ц-
Наибольшие значения предела прочности при сжатии имеют плотные мелко-
зернистые кварциты и нефриты — (54-6)-10е Па. Значительной прочностью
(более 3,5-108 Па) обладают плотные мелкозернистые граниты, несколько
меньше — габбро, диабазы и крупнозернистые граниты.
Пределы прочности при растяжении для большинства пород не превышают
2-107 Па и составляют примерно (0,1—0,02) осж.
Упругость — это способность материала к накоплению энергии в потен-
циально обратимой форме. Упруго-линейные деформации следуют почти мгно-
венно за приложением нагрузки.
Упругость горных пород характеризуется рядом параметров, средн которых
можно выделить модуль упругости Е (модуль Юнга, Па), коэффициент Пуас-
сона v (безразмерная величина), модуль сдвига G (Па).
Модуль упругости представляет собой отношение продольного напряжения о
к относительной продольной деформации е:
E=-J-. (111.88)
Модуль упругости (Юига) горных пород изменяется в пределах 108—3 X
X 1011 Па. 4
Модуль сдвига — коэффициент пропорциональности между касательным на-
пряжением и соответствующей деформацией сдвига.
Коэффициент Пуассона (табл. 111.25) — абсолютная величина отношения
поперечного укорочения е' к продольному удлинению е при простом растяжении
прямого стержня в пределах применимости закона Гука:
v = -^-. (III.89)
Е и v вычисляют по данным лабораторных испытаний пород.
150
Таблица III 25
Значение коэффициента Пуассона для некоторых горных пород
Породы v Породы V
Кремень \нтрацит Глинистый сланец Обсидиан 0,08 0,11 0,14-0,16 0,18 Песчаники Гранит Мрамор Известняк (белый) 0,10-0,25 0,20-0,25 0,25-0.28 0,40
Модуль сдвига ввиду сложности определения лабораторным путем может
быть определен по формуле
В случае равномерного трехосного сжатия породы пропорциональная связь
между давлением и относительным изменением объема выражается через модуль
объемного (всестороннего) сжатия К. Для рыхлых пород пользуются понятием
модуля одностороннего сжатия М — коэффициентом пропорциональности между
нормальным напряжением и соответствующей ему деформацией при расположе-
нии пробы в цилиндре с жесткими стенками.
Модули Е, С, К и М имеют размерность напряжения (Па).
Для изотропного, абсолютно упругого тела
М = . (111.92)
(1 + v) (1 — 2v) 4 '
Так как 0 < v < 0,5, модуль едпнга G всегда меньше модуля Юига, М —
больше, а /С — может принимать различные значения.
Пластичность — способность горных пород приобретать под влиянием
силового воздействия остаточные деформации. Наиболее пластичными являются
глины.
Вязкость вещества — свойство вещества в жидком или газообразном состо-
янии сопротивляться деформации сдвига. Вещество твердых оболочек земли ве-
дет себя по отношению к действующим силам подобно вязкой жидкости, способной
к релаксации напряжений.
Сила внутреннего трепня между смежными параллельно двигающимися
слоями вязкой жидкости зависит от коэффициента динамической вязкости 1)
н градиента скорости -^-.(Тангенциальное напряжение вычисляется по формуле
dV
T=n-^-. (111.93)
Динамическая вязкость измеряется в Паскаль-секуидах (Па с) и для неко-
торых материалов ориентировочно составляет: лава 104, лед — 10”, каменная
соль » 101’, вещество верхней мантии « Ю21.
Пластичности обычно противопоставляется понятие хрупкость.
Хрупкость — это способность материала разрушаться без существенных
остаточных деформаций.
151
Таблица 11126
Значение коэффициента хрупкости для некоторых пород
Породы Коэффициент хрупкости Породы Коэффициент хрупкости
Известняк 0,0(51 Железистый кварцит 0,330
Мрамор 0.0(57 (КМА)
Апатит 0,120 Скарн 0,340
Роговик 0,190 Джеспилит 0,500
Коэффициент хрупкости (табл 111.26) — отношение работы, затраченной иа
деформирование образца породы до предела упругости (AyDp, Дж) к общей ра-
боте деформации до момента разрушения (А общ. Дж)
К _ Луцр
(III 94)
Ползучесть горной породы — медленное нарастание во времени пластических
деформаций породы при силовых воздействиях, меньших, чем те, которые могут
вызвать остаточную деформацию, при испытаниях обычной длительности.
Релаксация — изменение во времени усилий или напряжений деформиро-
ванного материала, общая деформация которого зафиксирована связями Явле-
ние, обратное ползучести, — постепенное снижение напряжений в породе при
постоянной ее деформации — носит название релаксации напряжений Время,
в течение которого напряжения в теле убывают в 2,71828 раза, называется пе-
риодом релаксации.
Упругость, пластичность, хрупкость, ползучесть и релаксация имеют отно-
сительный характер и в значительной мере связаны с условиями нагружения.
Модули упругости (£. G, К, М) характеризуют способность породы сопро-
тивляться внешним нагрузкам. Параметры упругости определяют либо стати-
ческим, либо динамическим способом (табл. Ш 27). Статические свойства харак-
теризуют породу при довольно длительных процессах воздействия иа нее на-
грузки, динамические — при мгновенных воздействиях (взрывание и т д ).
Твердость — свойство материала оказывать сопротивление при местных
контактных воздействиях пластической деформации или хрупкому разрушению
в поверхностном слое.
Твердость минералов определяется по шкале Мооса (табл III 28)
Породы состоят из многих минералов, их твердость является агрегатной,
поэтому шкала Мооса для них неприменима.
Для горных пород различают статическую или динамическую твердость
(Яст Яд) в зависимости от того, вдавливается ли инструмент в породу при
постепенно увеличивающейся нагрузке или при ударе.
Контактная прочность горных пород — нагрузка, при которой происходит
хрупкое разрушение породы под штампом При контакте 1 мм2 она изменяется
в пределах 200—7000 МПа
Абразивность горной породы — способность породы изнашивать контакти-
рующие с ней поверхности горных машин пли горного оборудования в процессе
их работы
По методу Л. И Барона абразивность пород оценивается средней потерей
массы (в миллиграммах) тупого цилиндрического стержня из углеродистой стали-
серебрянки путем истирания его о породу нри частоте вращения 400 мин-’ под
осевой нагрузкой 150 Н в течение 10 мин (табл. III 29)
Акустические свойства. В твердых телах (горные породы, минералы) могут
распространяться продольные волны Иг, (табл. 111.30), обусловленные деформа-
циями сжатия-растяжения, поперечные волны ks, вызываемые деформациями
сдвига, и поверхностные волны Релея Ид.Для идеально упругих сред, к которым
152
Статические и динамические параметры упругости некоторых пород
Порода Модуль упругости f-lO-*’. Па шенне £д/£СТ Коэффициент Пуассона
ческнй *СТ динами- ческий £д ческнй VCT динами- ческий
Базальт 4,39 7.8 1,78 0,12 0.22
Габбро 7,1 7,5 1,06
Гранит 1,6 7,1 1,08
Диабаз 7,32 10,6 1.45 0.18 0,23
Диорктопорфирит 5.3 14,5 2,74 0,24 0,26
Доломит равномерпозериистый 5,05 5,3 1,05
Дунит 14,9 16,4 1,03
Известняк 2,25 5,6 2,50 0,29 0,27
Известняк глинистый 6,5 6.6 1,01 0,22 0,02
Кварцит 6,7 8.8 1,32 0,17 0,07
Конгломерат 7,0 7,9 1,13 0,13 0.02
Магнетит мелкозернистый 8,2 17,2 2,10 0,34 0,33
Песчаник 2,6 2,7 1,04 0,28 0,13
Песчаник кварцевый 4,5 8,6 1,90 0,21 0,42
Роговик, скариированный пнрок- ксеиом 7,8 8,9 1,15 0,17 0,33
Сиенит 7,4 8,1 1,10 —
Скарн гранатовый с магнетитом 6,8 9.1 1,35 0,27 0,20
Скарн пироксен-эпидотовый 0.9 3,2 3,52 0,41 0,35
Туф альбитофировый 4.7 7,9 1,68 0,16 0,36
Таблица Ш 27
Модуль сдвига С 10-*’. Па Модуль всесторон- него сжатия К-10-“, Па
ческнй Сст динами- ческнй сд ческнй *ст динами- ческий *д
4.45 3,21 1,9 4,57
— 3,6 — 5.7
— 2,6 — 4,73
4,65 4,37 2,2 6,54
2,1 4,65 3,4 10,0
— 1,88 — 5,21
— 5,9 — 10,73
1,8 2,2 1,8 4,09
0,68 3,3 3.8 2,3
2,9 4,1 — —
3,1 3,9 — —
3,1 4,4 8,6 17,3
0,98 1,1 — —
1,85 1,28 2,6 13.6
3,3 2,3 3,9 9,0
2,9 5,4
2,7 3,35 4,2 5,0
0,32 1,8 1,7 3,5
2,0 1,65 2,25 9,4
Таблица 111 28
Шкала относительной твердости Мооса
Минерал Относительная твердость 1 Минерал Относительная твердость
Тальк 1 Ортоклаз 6
Гипс 2 Кварц 7
Кальцит 3 Топаз 8
Флюорит 4 Корунд 9
Апатит 5 Алмаз 10
Таблица II ( 29
Абразивность горных пород
Класс абразив- Характеристика пород по абразив- ности я ё “ о S S g с Породы
1 Весьма малоаб- раэивкыс Менее 5 Известняки, мраморы, мягкие сульфи- ды без кварца (галенит, сфалерит, пир- ротин), апатиг, каменная соль, гли- нистые сланцы
II Малоабразивные 5-10 Сульфидные и барито-сульфидные ру- ды, аргиллиты, мягкие сланцы (угли- стые, глинистые, хлоритовые хлорито- аспидные)
III Нижесредней аб- разивности 10-18 Джеспилиты, роговики (рудные и не- рудные) кварц-сульфидные руды,маг- матические тонкозернистые породы, кварцевые и аркозовые тонкозернистые песчаники, железные руды, окремнен- ные известняки
IV Среднеабразивпые 18-30 Кварцевые и аркозовые мелкозерни- стые песчаники, диабазы, крупнозер- нистый пирит, арсенопирит, жильный кварц, кварц-сульфидные руды, маг- матические мелкозернистые породы, окварцоваиные известняки, джасперои;
V Вышесрсдией аб- разивности 30-45 Кварцевые и аркозовые средне- и круп-< козерпистые песчаники, плагиограни-j ты, ийолит-уртнты, мелкозернистые’ граниты и диориты, порфириты, ламп- рофиры, габбро, гнейсы, скарны (руд-1 пые и нерудные), березиты, листвепи-,, ты, грейзены •
VI Повышенной аб- разивности 45-05 Граниты, диориты, гранодиориты, _ порфириты, нефелиновые сиениты, ке- ратофиры, пироксеииты, монцониты,j амфиболиты, кварцевые и окварцованЧ ные сланцы, гнейсы , Порфириты, диориты, граниты, грани-, товидные нефелиновые сиениты i
VII Высокоабразив- ные 65-90
VIII 154 В высшей степе- ни абразивные Более 90 Корупдсодержащие породы 1
Таблица 111.30
Значение vf для некоторых горных пород
Порода Up. КЫ/С Порода Up. км/с
ГЛИНЫ 1.0-2,8 Граниты 5,4—6,3
Глинистые сланцы 2,5-4,8 Диориты 5.9—6,2
Песчаники рыхлые 1,5-2,5 Габбро, нориты 6,4—7,7
Песчаники 2.5-7,0 Гипербазиты 7,5-8,7
Доломиты 5,0—7,0 Биотнтовые гнейсы 5,5—6,5
Известняки глинистые 3,0—5,0 Гранулиты 5.6-6.1
Известняки крепкие 4.5-7,5 Амфиболитовые гнейсы 5,1-6,5
Каменная соль 4,0—5,5 Амфиболиты 6.5-7,2
Гипс 5,5 Эклогиты 6,6-8,5
Таблица III 31
Акустические параметры горных пород
Порода Плотность в массиве, кг/м* Скорость распро- странения про- дольной волны, м/с Удельное волновое сопротивление, кг/(м».с)
Алевролит 2600 1610 42,0
Базальт 2860 5400 154,0
Глина 1500-2200 1800-2400 27,0-52,7
Габбро 2900 6250 (3380) 181,0
Гранит среднезернистый 2780 4350 (2260) 126,0
Диорит 2800 4580 128,0
Известняк 2300—3000 3200—5500 73,0—165,0
Кварцит железистый 3000 5600 168,0
Мрамор 2880 4950 142,5
Песок 1400-2000 300-1300 4,2—26,0
Песчаник 2100-2900 2000-3600 (2100) 42,0-100,8
Перидотит 2800 7000 196,0
Роювик 2800 3640 102,0
Сиенит 2710 4950 134,0
Скарн 2800-3200 6100 171,0-195,0
Сланец 2510—2720 2250 56,5-61,5
относится большинство минералов и горных пород, установлена связьИ с плот-
ностью у (табл. III.31) и другими упругими параметрами — модулем Юига Е
и коэффициентом Пуассона у:
И₽ V у (|+у)(1-2у)' ’'•-/тнгЬг'. Vl = 0,87+ 1,12у -у G . (II1.95) (111.96) (111.97)
(II 1.98)
Акустические параметры горных пород изменяются п широких пределах
Скорость упругой пол- Коэффициент поглоще-
ны, м/с* ния 0, 1/.м .............0,15—10
, продольной V,, ... 800—8700 Коэффициент отражения
поперечной Vs ... 500-4700 Кэ, %.................... 0-99,8
поверхностной Vl 400—3800 Коэффициент преломле-
ния п (по отношению к
воздуху) ........... 0,047—1,0
К преломлению и отражению упругих волн в первом приближении можно
применить общеизвестные законы геометрической оптики. Основной областью
практического применения акустических свойств пород является получение
информации о состоянии н свойствах пород и массивов.
Тепловые свойства (табл 11132). Коэффициент теплопроводности X —
количество тепла, проходящее в единицу времени через единицу сечения в на-
правлении, перпендикулярном к сечению, при перепаде температур 1 К на еди-
ницу расстояния; измерение — Вт/(м-К).
Удельная теплоемкость с — количество тепла, необходимое для повышения
температуры 1 кг вещества на 1 К; измерение — Дж/(кг-К)
Коэффициент линейного теплового расширения а — относительное удлине-
ние тела при нагреве его на 1 К; измерение — 1'К
Пределы изменения основных тепловых параметров горных пород
Коэффициент теплопроводности Л, Вт/(м-К).................. 0,2—12
Удельная теплоемкость с, кДж/(кг-К).......................... 0.5 —1,5
Температуропроводность а, мг/с............................ 10-7—5-Ю-0
Коэффициент линейного теплового расширения а, 1/К . . . . 2-10“#—10“4
Электромагнитные свойства (табл. III.33). Удельное электрическое сопро-
тивление р — величина, обратная силе тока, проходящего через 1 мг площади
образца прн напряженности электрического ноля в образце, равной 1 В/м,
Ом • м
Относительная диэлектрическая проницаемость ег — коэффициент, показы-
вающий, во сколько раз уменьшается напряженность электрического поля при
нахождении в нем породы, безразмерная.
Относительная магнитная проницаемость ц — коэффициент, показывающий,
во сколько раз магнитная индукция поля в данном магнетике изменяется по
отношению к полю в вакууме.
Крепость горных пород. Применительно к горным породам, когда имеют
место сложные процессы механического разрушения, чаще используется понятие
крепости. Крепость породы является обобщающим показателем, характеризу-
ющим сопротивляемость горных пород различным механическим воздействиям
(сжатию, удару, истиранию, бурению и т. д.).
Проф М. М. Протодьяконов (старший) предложил оценивать крепость гор-
ных пород коэффициентом
f = gc>K
' 100 ’
(111.99)
В последнее время рекомендуется коэффициент крепости определять по
формуле
рсж
140
(III. 100)
где Осж — предел прочности породы на сжатие.
156
Таблица 111.32
Тепловые параметры минералов и горных пород
Минералы н породы к Вт/(м-К) кДж/кг. К aio*, I/K
дсбест 0,22 0,79 0,7
Графит 116-174 0,67 0,79
Кальцит: параллельно спайности 3,5 0,83 2.6 0,54
перпендикулярно к спайности 4,2 —
Кварц. перпендикулярно к основной оси 7,0 0,71 1,37
параллельно основной осн 12,2 1,0 0,67 0,75
Перидотит 3,2 0,45
Сера 0,2 0,54 7,4-8,0
Антрацит 0.4 0,96 —
Базальт 2,9-4,3 0,63-0,88 0,54
Габбро 2,0 0.17 —
Гнейс 1,6-3,4 0,17
Гранит Диабаз 2,2—4,1 0,54—0,79 0.6-0.9
3.4 0,17 0,54
Известняк 1,0-2,3 0,67—1,04 0,5-0,89
Кварцит 6,3 0,21 1 1
Мрамор 1,3 0,42 0,3-1,5
Песчаник 1,3-4,2 0,81 0,5-1,2
Роговик мартитовый 4,3—4,8 0,58-1,04 —
Сланец глинистый 1,5-2,2 0,75 0,9
Таблица III 33
Электрические свойства пород (частота поля ие более 10s Гц)
Порода р. Ом-м Порода р. Ом.м
Аргиллит 10-10» 6—8 Уголь каменный Ю»—10"» 3-15
Базальт 10»—10’ 12 Известняк тонко- 10» 7-11
Глииа 10-10» 7-12 зернистый
Гнейс 10»—10’ 8-15 Кварцит 10-10» 7.0
Гранит 10»-10’ 1,9-9 Мрамор 10»—10» 8,3
Габбро 10»—10» 17,5 Перидотит 10«—10» 8,6
Диорит 10»-10» 8-9 Сланец сернцнто- вый 10» 11-12
Известняк 10»-10» 8-15 Скарн нерудный 10»—10’ 4—8
Песчаник 10-10» 9-11 Серпентинит 10»-10» 11,2
Руда мартитовая 10»-10» 15-18 Сиенит 10»—10» 7—14
Руда пиритовая , 10—10» 25-28 Руда хромитовая 10» 10-16
Руда магнетитовая 10-10» 30—35
Роговик пироксе- новый 1О’-1О» 11,0
157
Таблица III 34
Классификация порол по крепости М. М. Протодьякоиова
й 1^ Категория Горные породы !« || 8«£ I®2' hs II Is
I В высшей степе- ни крепкие по- роды Наиболее крепкие, плотные и вязкие кварциты и ба- зальты. Исключительные по крепости другие поро- ды 20 200 87" 08'
II Очень крепкие породы Очень крепкие гранитовые породы. Кварцевый пор- фир, очень крепкий гранит, кремнистый сланец, менее крепкие, чем указанные выше, кварциты. Самые крепкие песчаники и из- вестняки 15 150 86’ 11'
III Крепкие породы Гранит (плотный) и грани- товые породы. Очень креп- кие песчаники и известня- ки. Кварцевые рудные жи- лы. Крепкий конгломерат. Очень крепкие железные руды 10 100 84’ 18'
1Па * Известняки (крепкие) Не- крепкий гранит. Крепкие песчаники. Крепкий мра- мор. Доломит. Колчедан 8 80 82’ 53'
IV Довольно креп- кие породы Обыкновенный песчаник, железные руды 6 60 80’ 32'
IVa То же Песчанистые сланцы Слан- цевые песчаники 5 50 78’41'
V Средние породы Крепкий глинистый сла- нец. Некрепкий песчаник и известняки, мягкий кон- гломерат 4 40 75’ 58'
Va > Разнообразные сланцы (не- крепкие). Плотный мергель 3 30 71’34'
158
Продолжение табл III.34
У 5? Категория Горные породы X й Mi С я "
VI Довольно мягкие породы Мягкий сланец. Очень мяг- кий известняк, мел, ка- менная соль, гипс. Мерзлый грунт, антрацит. Обыкно- венный мергель. Разру- шенный песчаник, сце- ментированная галька и хрящ, каменистый грунт 2 20 63° 26'
Via То же Щебенистый грунт. Разру- шенный сланец, слежав- шаяся галька и щебень, крепкий каменный уголь. Отвердевшая глина 1,5 — 56’ 19'
VII Мягкие породы Глина (плотная). Мягкий каменный уголь Глини- стый грунт 1 - 45’ 00'
Vila » Мягкая песчанистая гли- на, лёсс, гравий 0,8 - 38’ 40'
VIII Землистые поро ЛЫ Растительная земля. Торф. Легкий суглинок, сырой песок 0,6 - 35’ 00'
IX Сыпучие породы Песок, осыпи, мелкий гра- вий, насыпная земля, до- бытый уголь 0,5 - 30’ 58'
X Плывучие породы Плывуны, болотистый грунт, разжиженный лёсс и другие разжиженные грунты 0,3 - 16’ 42'
В СССР наиболее распростраиеиа шкала коэффициентов крепо-
сти проф М. М. Протодьякоиова, табл. III.34. Для перехода от этой шкалы
к Другим следует пользоваться табл. III.35.
Свойства взорванных горных пород. Коэффициент разрыхления. Различают
Разрыхляемость первоначальную и остаточную, которые характеризуются соот-
ветственно коэффициентами К$ и Ко (табл. III.36). Отношение объема отбитой
“ забое руды или горной породы (Р2, м3) к объему того же количества руды илн
п°роды в целике (Vj, м3) называют коэффициентом разрыхления-
*₽=-£-• (III.101)
159
СП
° Сравнительная таблица категорий крепости пород по различным классификациям
Таблица 11135
1 8 S X Степень 81 §•< = о £ g”=8 о,- 5 h |& §•55 fH Sgg s |1 Si §1 li X I X По шкале M. M. Про- тодьякоиола По шкале Министер- ства геологии СССР и АН СССР § н и £2 в I? s° h й
Л И 3 = 2S 2 ! £ Й S&
Y В выс- шей степени трудио- буримыс В выс- шей степени 25 8,7 87° 08' 0,001-0,003 2,2 3,3 XI Вне кате- гории Бо- лее 20 I XIII Вне кате- гории —
31 8,3 8,0
2 3 трудио- взры- ваемые 40 6,7 7,3 11 ХНб II III
50 5,3 6,7 I 20 111 ХПа
5 6 Очень трудно- буримые Очень трудио- взры- 60 4,2 5,7 86’ 11' 0,003—0,005 2,1 3,2 X - 18 IV XI6 IV
75 3,8 5,0 0,005-0,007 3,0 II 15 V Х1а V
90 3,0 4,5 2,9 IX - 12 VI Хб I VI
7 8 Тру дно- буримые Трудмо- взры- ваемыс ПО 2,4 3,9 84’ 18' 0,007—0,009 III 10 VII Ха VII
130 2,0 3,5 82’ 53' 0,009—0,01 2,0 2,8 XIII Illa 8 VIII 1X6 11 I VIII
191
Таблица 111.36
Характерные значения коэффициентов К? и Ко для горных пород
Горные породы *<>
Песок, сунесь Растительный грунт Жирная глина, крупный гравий, тяжелый су- глинок Мягкие мергели Глинистые сланцы, относительно мя1кие скальные породы Скальные породы средней крепости Крепкие и весьма крепкие скальные породы 1,10-1,20 1,20—1,30 1,24-1,30 1,33—1,37 1,35-1,45 1,40-1,60 От 1,45-1,80 до 1,8—2,5 1,01-1,03 1,03-1,04 1,04-1,07 1,11-1,15 1,10-1,20 1,20—1,30 1,25-1,35
Таблица 111.37
Угол естественного откоса горных пород различной влажности
Породы фо. градус
для сухой породы для влаж- ной породы для мокрой породы
Разрыхленные скальные породы раз- 32-45 36—48 30-40
личной кусковатости Песок 28-35 30-40 22-27
Глина жирная 40-45 35 15-20
Таблица Ill 38
Коэффициенты трения покоя и движения
Трущиеся материалы Коэффициент трения
покоя движения
Сталь по известняку 0,24
Антрацит по железу 0,84 0.29
Известняк по железу 1,0 0,51
Железная руда по железу 1,0 0,58
Сланец по железу 0,40-0,50 0,30-0,38
Крупнозернистый песчаник по железу — 0,29-0,41
Мелкозернистый мокрый песчаник но стали нли — 0,94-1,00
железу
Коэффициент разрыхления всегда больше единицы и колеблется в пределах
1,2—1,8 до 2,5 (первоначальный) и 1,1—1,35 (остаточный). С течением времени
под влиянием силы тяжести пористость уменьшается и вместе с этим снижается
величина коэффициента разрыхления. Разрыхляемость при наименьших значе-
ниях коэффициента разрыхления называют остаточной (Кост)-
Угол естественного откоса <р0 — это угол, образованный свободной поверх-
ностью рыхлой горной массы с горизонтальной плоскостью. Частицы породы,
162 I
Таблица III.39
Коэффициент трения стали по горным породам
Породы В воздухе В воде
» покос в движении о покое о движении
Железная р\да 0,42 0,33 0,38 0,31
Гранит 0,45 0,33 0,36 0,30
Песчаник 0,38 0,30 0,36 0,33
Ангидрит 0,38 0,36 0,36 0,33
находящиеся иа этой поверхности, испытывают состояние критического (предель-
ного) равновесия. По углам естественного откоса (табл. 111.37) определяют ма-
ксимально допустимые углы откосов насыпей, отвалов и штабелей.
Для определения гранулометрического состава применяют ситовой анализ,
который заключается в рассеве представительной пробы по крупности через
одно или несколько сит, различных по размеру отверстий. Результаты ситового
анализа оформляются в виде таблиц или графиков.
Гранулометрический состав руды оказывает большое влияние иа выбор:
схем выпуска руды из блоков, типа люков, размеров рудоспусков, бункеров,
транспортного и дробильного оборудования. Максимальный размер кусков руды
допускается до 1500—2000 мм с последующим додрабливаиием до~ крупности
400—500 мм, приемлемой для скипового подъема.
Коэффициенты трения (табл. III.38, III.39) характеризуются соотношением
сил трения и действующих снл, важны в строительстве п машиностроении.
Коэффициенты трения при взаимодействии строительных материалов:
Гранит по граниту (гладкий по грубообтссанному).............. 0,66
Песчаник по песчанику в покое (гладкий, сухой) .............. 0,71
Известняк по известняку в покое (обтесанный) ................ 0,75
Известняк по кирпичу в покое................................. 0,67
Строительный камень по глинистому грунту в покое............. 0,51
Строительный камень по дереву в покое........................0,46—0,60
То же, в движении............................................ 0,40—0,50
Строительный камень по сухому бетону в покос................. 0,76
6‘
РАЗДЕЛ IV
ВСКРЫТИЕ И ПОДГОТОВКА
ЗАПАСОВ ШАХТНЫХ ПОЛЕЙ
Вскрытие месторождения (шахтного поля) — проведение~выработок, от-
крывающих доступ с поверхности ко всему рудному телу, пласту или его части
и обеспечивающих возможность проведения подготовительных выработок. Когда
размеры месторождения совпадают с размерами шахтного поля, принято говорить
о вскрытии шахтного поля.
Схема вскрытия — это размещение различных по назначению и расположе-
нию вскрывающих выработок.
Подготовка шахтного поля — проведение выработок после вскрытия шахт-
ного поля для обеспечения работы очистных забоев
По глубине залегания залежей рудники и шахты делятся иа неглубокие
(до 300 м), средней глубины (до 1,2—1,6 км), глубокие (до 2,5 км) и сверхглу-
бокие (свыше 2,5 км).
ГЛАВА 1
ПАРАМЕТРЫ РУДНИКА
К основным параметрам рудника (шахты) относятся промышленные запасы
руды в шахтном поле или месторождении (Q, тыс. т), горизонтальная эксплуата-
ционная площадь рудных тел в пределах шахтного поля или месторождения
(S, м2), глубина залегания (распространения) месторождения от поверхности
(Н, м), высота этажа (йа, м), годовая производственная мощность рудника
(шахты) (А, тыс. т) и расчетный срок существования рудника (шахты) (/, лет).
Глубина залегания, горизонтальная площадь рудных тел (как размеры шахтного
поля) н высота этажа одновременно являются п основными параметрами вскры-
тия. От величины годовой производственной мощности зависят поперечные сече-
ния вскрывающих выработок.
По размерам поперечного сечения стволов шахт (Sc. м2), околоствольных
дворов и околоствольных выработок (с их длинами), капитальных квершлагов,
штреков, восстающих устанавливаются сроки вскрытия, подготовки и отработки
этажа.
Геологические запасы руды, рудная площадь, глубина залегания, угол
падения н склонения месторождения представляются вместе с подсчетом запасов.
§ 69. Производственная мощность и срок
существования рудника
Годовая производственная мощность рудника определяется по горнотехни-
ческим условиям и экономическим соображениям.
Прн наклонном и крутом падении сложных по морфологии рудных тел она
определяется исходя нз годового понижения выемки:
л_и,к,ЭДп (IVI)
др
где А — годовая производственная мощность рудника, т/год; V — среднее годо-
вое понижение очистной выемки (м) по всей рудной площади (табл. IV. 1); Ki ~~
поправочный коэффициент па угол падения рудного тела (табл. IV.2); Кг ~~
поправочный коэффициент на мощность рудного тела_(табл. 1V.2); S — горизон-
164
Таблица IV. 1
Среднее годовой понижение очистной выемки, м
Длина рудного тела по простиранию, ы При числе одновременно работающих этажей
один два три
До 500 15-25 25-35 30-50
500-1000 15-25 20-30 25—30
1000-1500 12-18 15-15 —
Более 1500 10-15 12-18 —
Примечание. При разработке опасных по самовоЭ! оранию руды или породы
и указанной величине годовою понижения вводится коэффициент 0,85—0,90.
Таблица IV.2
Поправочные коэффициенты Ki и К2 Для различных умов падения
и мощности месторождения
Угол паде- ния, градус Ki Мощность рудных тел К,
90 1,2 Мощность (до 5 м) 1,25
60 1,0 Средней мощности (5—15 м) Мощные (16—25 м) 1,0
45 0,9 0,8
30 0,8 Очень мощные (свыше 25 м) 0,6
Таблица IV.3
Годовое понижение очистной выемки V в зависимости от эксплуатациоииой
площади рудных тел
Горизонтальная эксплуатационная пло- щадь рудных тел. V. м Горизонтальная эксплуатационная пло- щадь рудных тел. V, м
10-20 30-25 100-200 15-12
20-50 25—20 200-400 12-8
50-100 20-15 Более 400 7
тальная площадь рудного тела, м2; у — плотность руды в массиве, т/м3, Дл
и Кр — коэффициенты, учитывающие потерн П и разубоживание Р при добыче
/Сп=1-Л; (1V.2)
КР = I - Р. (IV 3)
Для простых н выдержанных по морфологии рудных тел
А = , (I у 4)
где V — годовое понижение очистной выемки, м (табл. IV.3); S — горизонталь-
ная эксплуатационная площадь рудных тел в пределах шахтного поля, мг; у —
плотность руды в массиве, т/мэ; i] — коэффициент извлечения руды, доли ед.;
Р — разубоживание, доли ед.
165
Таблица IV.4
Коэффициент использования рудной площади i (безразмерная величина)
при различной горизонтальной площади S
1 S, тыс. м* i 3, тыс. м’
0,35—0,27 5-10 0,12—0,09 100—200
0,27-0,23 10-20 0,09-0,06 200-400
0,23-0,17 20-50 0,05 Более 400
0,17-0,12 50-100
Годовую производственную мощность рудника, определенную по формулам
(IV. I) н (IV.4), уточняют по годовому понижению очистной выемки V, достиг-
нутому иа аналогичных рудниках.
Величина V растет по мере увеличения угла падения рудных тел и умень-
шения их мощности; уменьшения длины и площади рудного поля; ускорения
подготовительных работ и опережения их иадочнстной выемкой (в случаях, когда
развитие фронта очистной выемки ограничивается подготовкой). Влияние системы
разработки на годовое понижение V. Оно зависит также от разведанности место-
рождения, постоянства элементов его залегания, наличия тектонических нару-
шений, гидрогеологических и многих других условий.
При разработке горизонтальных и пологих месторождений годовую мощность
рудника определяют по условиям развития очистных работ:
А = Si 4- • • • 4- л„-А-) ,
(IV.5)
где S — горизонтальная рудная площадь, м2; пь л2.......лп — удельный вес
дайной системы разработки, доли ед.; db d2....dn — производительность очи-
стного блока при данной системе разработки, т/год; S,.......Sn — площадь
блока, находящаяся под очистной выемкой при данной системе разработки, м2;
i = — коэффициент использования рудной площади (табл. IV.4); S„ — пло-
щадь всех блоков, находящихся под очистной выемкой, м2.
Экономически целесообразная головая производственная мощность руд-
ника определяется сравнением вариантов по минимуму приведенных затрат
С + EK = min, (IV.6)
где С —текущие затраты (себестоимость без амортизации), руб.; К — капи-
тальные вложении, руб.; Е = 0,15 — нормативный коэффициент сравнитель-
ной эффективности капитальных вложений (величина, обратная нормативному
сроку окупаемости).
Отдельно учитываются факторы внепроизводствеииого порядка: жилищно-
коммунальные, социально-культурные объекты, технико-организационные
мероприятия и др.
Принятая производственная мощность рудника должна быть увязана с за-
пасами руды в месторождении и сроком его существования по формуле
/(1-Р) ’
(IV.7)
где Q — промышленные запасы руды в месторождении, тыс. т; 1] — коэффициент
извлечения руды при добыче, доли ед.; / — срок существования рудника, лет;
Р — разубоживание руды при добыче, доли ед.
166
Таблица IV.6
Сроки существования рудников относительно небольшой производственной
мощности
Годовая производствен- ная мощность» тыс. т /, лет
Малая глубина н лег- кие условия вскрытия и разработки Большая глубина и трудные условия вскры- тия н разработки
от ДО от до
50-100 3 4 8-10 4-5 12-15
100-200 1-5 10-12 15-18
200-500 5-6 12-15 6-8 20
500-1000 8-10 15—18 10-12 25
1000 12-15 20-25 15 30 и более
Таблица 1V.6
Срок существования крупного рудника
Годовая производственная мощность, млн. т 1,0-3,0 3,0-5,0 5,0-7,0 7,0-10,0 Более 10,0
Минимальный срок суще- ствования, лет 20 25 30 35 40
Срок существования рудника
(IV.8)
колеблется вТшироких пределах (табл. IV.5 и IV.6).
Если рудник входит в состав горно-обогатительного комбината, то его мини-
мальный срок существования увеличивается на 20—30 %. Срок существования
рудника и его производственная мощность обосновываются проектными расче-
тами в соответствии со спросом государства па ту нли иную продукцию.
§ 70. Срок вскрытия, подготовки и отработки этажа.
Коэффициенты опережения
При простой схеме вскрытия и подготовки этажа и последовательном разви-
тии горных работ необходимо иметь один этаж в подготовке и одни — в стадии
вскрытия.
Коэффициенты опережения вскрытия, подготовки и суммарно вскрытия
•1 подготовки иад очистной выемкой
(IV.9)
^„ = 4^; ‘п (IV. 10)
(IV.11)
изменяются от 1,1 —1,2 до 2—2,5 и более в зависимости от местных условий.
167
Время на вскрытие и подготовку этажа /в. п должно быть меньше времени
отработки запасов верхнего этажа t0, т. е.
in. u = tu~. 1цtp < to> (IV.12)
где /р = 0,25—1,0 — резервное время, принимаемое по местным условиям, доли
года.
При ярусном способе вскрытия и подготовки этажей высоток 100—200 м,
когда в одном этаже возможно совмещение очистных работ с работами по вскры-
тию и подготовке,
^в.я= 1.5-2,0. (IV 13)
§ 71. Вскрывающие выработки.
Форма и размеры их поперечного сечения
Вскрывающие выработки — вертикальные н наклонные шахтные стволы,
шурфы; штольин н уклоны; околоствольные выработки (околоствольныс дворы,
насосные камеры, водосборники, камеры электроподстанцнй, обгонные и соеди-
нительные выработки); подземные бункера, дозаторные камеры н камеры дро-
бильных установок; капитальные рудоспуски и породоспуски, обслуживающие
несколько выемочных единиц, по которым производится перепуск руды и породы
на концентрационные откаточные горизонты и к стволам шахт, квершлаги и
штреки, проводимые для сбойки стволов или капитальных рудоспусков и вскры-
тия смещенных частей рудных залежей, а также высечкн из пнх (не более 10 м
на каждую высечку) для проведения подготовительных выработок, камерные
выработки специального назначения (камеры подъемных машин, электровозное
депо, ремонтные и заправочные пункты, склады любого назначения, камеры
ожидания, медпункты н т. д.); специальные закладочные, вентиляционные, дре-
нажные и водоотливные выработки (стволы, штольни, шурфы, восстающие, ге-
зенки); уклоны по доставке самоходного и другого оборудования с основного иа
промежуточный горизонт, все выработки концентрацнонного горизонта.
Работы по проведению выработок вскрытия относятся к гориокапитальным.
Форма поперечного сечения вертикальных стволов бывает прямоугольная,
криволикая (прямоугольная с выпуклыми короткими стенками), эллиптическая
и круглая. Наиболее распространены стволы круглого сечения, стволы прямо-
угольного сечения чаще служат для целей разведки и применяются па небольших
рудниках. Эллиптическая и крнволикая формы стволов обусловлены разницей
устойчивости массива в горизонтальных направлениях.
Стволы круглого сечения проводят в породах любой крепости и иа глубину,
ограниченную возможностями подъемных установок Площадь поперечного се-
чения стволов определяется их назначением Размеры сечения материальных
и вспомогательных стволов зависят от габаритов клетей, в которых будет произ-
водиться спуск и подьем рабочих, материала и оборудования, вентиляционных
стволов — от газового режима шахты и количества воздуха, необходимого для
проветривания подземных выработок; выданных стволов — в основном от произ-
водственной мощности рудника. Для глубины разработки 600—1200 м в предва-
рительном порядке площадь поперечного сечения (м2) выданного ствола
Г„= 23,4+3,6.4, (IV. 14)
где 4 _ годовая производственная мощность рудника, млн. т.
Размещение оборудования и подъемных сосудов проектируется из расчета
максимального использования площади сечения при соблюдении норм допусти-
мых зазоров. Окончательные размеры сечения ствола определяются графическим
способом.
Для рудников цветной и черной металлургии годовой производственной
мощностью от 30 до 8000 тыс. т. Гипроцветмет и Кривбасспроект разработали
типовые сечения стволов (табл. IV.7; рис. IV. 1).
168
Форма и размеры поперечного сечения наклонных выработок (рис. IV.2) вы-
бираются в зависимости от свойств пересекаемых пород, ожидаемого горного
давления, срока службы выработки, се назначения, габаритов оборудования,
конструктивных свойств материалов крепн и многих других факторов. В предва-
рительном порядке площадь наклонного ствола определяется ио формуле
Гн = 9,3 + 0,98 А. (IV. 15)
Все элементы сечения ствола в масштабе I : 25 или I : 50 наносятся на чер-
теж с соблюдением норм допустимых зазоров по единым правилам безопасности
при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным спо-
собом. Сечение стволов необходимо проверять на пропуск необходимого коли-
чества воздуха с допускаемой скоростью движения воздушной струи.
Конфигурация околоствольного двора определяется рядом факторов, из кото-
рых наиболее важными являются- схема вскрытия месторождения, число стволов
и тип подъемов (клетевой, скипо-клетевой илн скиповой), способ подачи груза
иа околоствольиый двор (вагонетками, самоходными средствами или конвей-
ерами), расположение железнодорожной станции иа поверхности шахты относи-
тельно подъемных сосудов в стволе
Околоствольиый двор включает в себя различные по своему назначению
комплексы транспортных, камерных и вспомогательных выработок, обеспечива-
ющих пропуск добытой руды и пустой породы нз шахты иа поверхность, посту-
пающего с поверхности груза, перемещение людей, а также работу систем водо-
отлива, вентиляции, энергоснабжения.
Околоствольпые дворы прн вертикальных стволах могут быть с кольцевым,
петлевым и челночным движением поездов.
Для шахт годовой производственной мощностью 1,5—2,0 мли т чаще при-
меняется тупиковая схема отказкн, свыше 3 мли. т—кольцевая.
Длину участка сопряжения клетевого околоствольного двора со стволом при-
нимают до 20 м Высота сопряжения прн спуске длиномера для одпокаиатных
н многоканатных подъемников должна быть не менее 5,5 м от головки рельсов
Если спуск длиномера пс предусмотрен, то высота сопряжения определяется
проектом. Переход па нормальную высоту примыкающих выработок предусма-
тривается на расстоянии не менее 10 м от крепи ствола. Ширину междупутья
в сопряжении околоствольного двора принимают равной расстоянию между
осями клетей, проходы с каждой стороны — по 1000 мм. Крепление сопряжений
околоствольного двора со стволом бетонное, железобетонное, штанговое или ком-
бинированное.
Длина грузовой ветви клетевого околоствольного двора принимается равной
при выдаче полезного ископаемого—1,5 полной длины состава; при выдаче
пустых пород — длине одного состава. Длина участка от места расцепки вагоне-
ток до ствола определяется в зависимости от принятого способа механизации
обмена вагонеток в клетях. Длина порожняковой ветви определяется конструк-
тивно с учетом самокатной откатки.
Полезная длина приемного участка грузовой ветви скипового околостволь-
ного двора составляет 1,5 длины одного состава; длина тупика за опрокидыва-
телем без пропуска электровоза равна длине одного состава, при использовании
опрокидывателя с пропуском электровоза — длине состава, включая электро-
воз Размеры порожняковой ветви определяются конструктивно.
Радиус кривых в пределах околоствольного двора для составов с электро-
возами сцепной массой 3 т принимается 10 м; 5—10 т — 15 м, 14 т — 20 м
и 20-28 т - 25 м.
Пропускная способность околоствольного двора определяется расчетом
в соответствии с нормами движения н маневров.
При самокатной откатке в околоствольиом дворе скорость движения вагоне-
ток принимается в пределах от 0,5 до 2 м'с.
Для разгрузки длиномеров предусматриваются специальные приспособле-
ния с порожняковой стороны двора. В отдельных случаях при тупиковых около-
гтпольных дворах для уменьшения объема горно-капитальных работ допускается
с порожняковой стороны установка перестановочной платформы.
159
° Типовые сечения стволов для рудников черной н цветной металлургии
Таблица IV.7
Схема размещения оборудования Размеры сечения м У* Тип подъемного оборудования Схема подвески сосудов Емкость гонсткн, пая гру- эоподъ- гонстки.
□ш Ств олы пр 3,5X3,5 | я м о у Г О Л Ь II о н фо Груэолюдская клеть, одно- или двухэтажная р м ы Клеть с противовесом 0,7 1,5-1,8
3,5X5,5 То же Две зависимые клети 1,2 3—3,5
^ПП
Стволы круглой формы
0 4,0 Грузолюдская клеть од- но- или двухэтажная Клеть с противовесом 0,7 1,5-1,8
0 5,0 Грузолюдская клеть, одно- илн двухэтажная Скип Клеть с противовесом Скип с противовесом 1,2 2,3-4 3-3,5 5-10
0 5,5
0 5,5
0 5,5
0 6,0
0 6,5
Грузолюдская клеть, одно- или двухэтажная Две зависимые клети 1,2 3-3,5
То же Скипы Клеть с противовесом Два зависимых скипа 1.2 2,3-4 3-3,5 5-10
Грузолюдская клеть, двухэтажная Скипоклсть для углу- бочных работ Клеть с противовесом Скипоклсть с противо- весом 2,2-4,0 2,3-4 4,8-10,0 4-7,2
Грузолюдская клеть, двухэтажная Скипы Клеть с противовесом Два зависимых скипа 2,2-4,0 2,3-4,0 4,8—10,0 4,0-10,0
Грузолюдская клеть, двухэтажная Скипы Клеть с противовесом Два зависимых скипа 4,0 9,5-11 10,0 22-25
to
Схема размещения оборудования в стволе Размеры сечения
0 6,0
0 6,5 0 6,5
0 6,5 0 6,5 0 6,5 0 7,0 0 7,5
Окончание табл. IV.7
Тип подъемного оборудования Схема подвески сосудов Емкость или ва- гонетки, Полез- эоподъ- емность гонетки.
Грузовая )клеть, двух- этажная Скнпоклеть для спус- ка-подъема людей и и выдачи породы Клеть с противовесом Две зависимые скипо- клети 4.0 2,3-4 10,0 4-7,2
Скипы Две пары зависимых скипов То же 9,5-11 15,0 22-25 35
Грузолюдская клеть, одноэтажная Скипы Грузолюдская клеть двухэтажная Скипы » Груэолюдская клеть одноэтажная Скипы Клеть с противовесом Два зависимых скипа 4.0* 9,5-11 2.2 5-7 2,2 9,5—11 4,0 15,0 4,0 15,0 10,0 22—25 5,0 11—16 5,0 22—25 10 35 10 35
7.0 Грузолюдская клеть двухэтажная Скипы Скнпоклеть для инспек- торского подъема и вы- дачи породы Клеть с противовесом Два зависимых скипа Скипоклеть с противо- весом 2,2 5-7 2,3-4,7 4,8-5,2 11—16 4-7,2
7,5 Клети грузовые, двух- этажные Скип Скнпоклети для спус- ка-подъема людей' и выдачи породы Две зависимые клетн Скнп с противовесом Две зависимые скипо- клети 2,2-4,0 9,5-11 2,3-4,0 5-е-10 22-25 4-7,2
8.0 8.0 Клети грузовые, двух- этажные Скипоклети для спус- ка-подъема людей н выдачи породы Две клетн с противове- сом Две зависимые скипо- клети 4.0 2,3-4 10,0 7,2
' 7,5 Клеть груэолюдская, двухэтажная Скипы Клеть с противовесом Два зависимых скнпа 4,0 17-20 10,0 40-48
искателе емкость скнпа.
Размеры околоствольпых
дворов при наклонных стволах
определяются проектом.
Подземные сооружения и
камеры. При необходимости раз-
дельной выдачи двух сортов
руды бункер предусматривается
двухрукавиым.
Приемная воронка, разгру-
зочная щель под питателем и
дробилкой, а также сопряжение
емкостных частей бункера с ка-
мерой распределительной во-
ронки футеруются марганцови-
стой сталью или другими изно-
состойкими материалами незави-
симо о г крепости пород.
Для доставки н монтажа
оборудования дробильной уста-
новки предусматривается ком-
плекс специальных выработок и
приспособлений.
Размер выпускных отверстий бункеров при наличии подземного дробления
принимается не менее 700 X 800 мм, в остальных случаях — равным 3-кратному
размеру кондиционного куска руды. Для монтажа и ремонта опрокидывателей
в скиповых околоствольных дворах предусматривается установка грузоподъем-
ных средств с механизированным приводом.
В местах примыкания рудоспусков, служащих для перепуска руды с верх-
них горизонтов, к скиповым околоствольным дворам для регулирования потока
руды и полной его приостановки предусматриваются пластинчатые питатели или
пальцевые затворы.
Камеры дробильных установок и дозаторных устройств оборудуются грузо-
подъемными средствами с механизированным приводом, выбранными по весу
наиболее тяжелого иеразбориого узла. В камерах питателей предусматривается
установка монорельсовых путей для грузоподъемных механизмов как над при-
водами питателей, так н в хвостовой нх части для монтажа и демонтажа пластин.
Для увеличения производительности дробилок перед инмн устанавливаются
грохоты, в камере дробильных установок необходимо иметь специальное место
для складирования запасных частей и производства мелкого ремонта.
В скиповых рудничных дворах, дробильных дозаторных и специальных
камерах для очистки загрязненного вощу ха от пыли устанавливаются аспира-
ционные устройства.
Проветривание камеры дробления осуществляется вентиляционными уста-
новками местного проветривания с пылеосадочнымн устройствами.
174
При возможности выдачи воздуха от аспирационных установок л исходящую
струю очистка воздуха производится с помощью мокрых пылеуловителей; если
возможности выдачи воздуха в исходящую’струю ист, то предусматривается
рециркуляция воздуха с одноступенчатой очисткой (рукавные фильтры) или
двухступенчатой (рукавные фильтры — электрофильтры, мокрые пылеулови-
тели — электрофильтры и др.) — в зависимости от предельно допустимой кон-
центрации пыли в рабочей зоне, требований санитарных норм и ЕПБ.
Размеры и вид крепи камер дробилки, питателя и дозаторных устройств
устанавливаются проектом. Камера дробилки должна иметь два выхода.
Необходимость устройства контрольных ходков при рудоспусках решается
в проекте в зависимости от слсживаемости и кусковатости отбитой руды По-
перечные размеры рудоспуска должны обеспечивать безопасность проходки его
и пропуск кусков.
Камеры главных незаглублеиных и заглубленных водоотливных установок
надлежит проектировать с двумя выходами (ходками), расположенными в про-
тивоположных концах камеры, независимо от того, размещена камера главной
водоотливной установки совместно с элсктроподстаицией или отдельно.
В ходках камер главных водоотливных установок, пересекающихся с гори-
зонтальными выработками, и в ходке примыкающей камеры электроподстаннни
устанавливаются герметические водонепроницаемые и решетчатые несгораемые
Двери, открывающиеся наружу. Свод водосборника располагается ниже уровня
или на уровне самой низкой отметки головок рельсов околостволыюго двора.
175
Устройство и оборудование прочих камер (общего назначения, механических
н электротехнических установок) производится согласно требованиям СНиП
и ЕПБ.
Прн проектировании камер для машин с двигателями внутреннего сгорания
необходимо пользоваться «Инструкцией по безопасному применению самоход-
ного (нерельсового) оборудования л подземных рудниках» (М. «Недра, 1973),
утвержденной Госгортехнадзором СССР 20 июня 1972 г.
При выборе дробилок, высоты рудоспусков и перепускных выработок не-
обходимо стремиться к тому, чтобы нс было перензмельчения руды.
Площадь поперечного сечения квершлага в предварительном порядке опреде-
ляется по формуле
£кв= 4,2+5.4Л. (IV. 16)
Окончательное сечение квершлагов, штреков, ортов и наклонных съездов
определяется с учетом габаритов подвижных составов и транспортных механиз-
мов, необходимых зазоров по ЕПБ, запасов иа осадку крепи, размещения в попе-
речном сечении коммуникаций н ограничений по скорости движения воздуха.
Разработаны типовые проекты сечения горных выработок с креплением различ-
ным материалом: деревом, бетоном, торкретбетоном, штангами, комбинированным
металлом (типовые паспорта крепления горных выработок для рудников цветной
металлургии СССР, срок введения 1 июля 1976 г.; типовые проекты, утвержден-
ные Госстроем СССР 9 августа 1978 г.: с введением в действие с I января 1979 г.,
серий: 403-3-46; 403-3-47, 403-3-58, 403-3-44; 403-3-48).
Сечения выработок должны удовлетворять не только свободному передви-
жению (с допустимыми зазорами) эксплуатационного горпотрапспортиого обо-
рудования и пропуску необходимого количества воздуха с допустимыми скоро-
стями, ио и габаритам проходческого оборудования, а также оборудования для
механизированной очистки выработок, в том числе водоотливных канавок.
176
ГЛАВА 2
ФАКТОРЫ, ВЛИЯЮЩИЕ НА ВЫБОР СХЕМ
И СПОСОБОВ ВСКРЫТИЯ
§ 72. Рельеф местности и морфология месторождения
Рельеф местности иногда полностью определяет схему вскрытия.
Моря, реки, озера, заболоченная поверхность, горы, железная дорога и т. п.
влияют на выбор места заложения вскрывающих выработок, сооружений поверх-
ности, а также на размер шахтного поля.
Для вскрытия рудных тел, залегающих под дном океана, моря или озера,
применяют наклонные стволы, которые закладывают с берега материка или
острова под углом от 4—8 до 30° и более в зависимости от типа подземного обору-
дования в стволе.
Неустойчивые и обводненные вмещающие породы усложняют проходку на-
клонных стволов и заставляют в этих случаях от них отказываться.
В случае высокогорных месторождений большую роль играет разница вы-
сотных отметок месторождения и прилегающей долины, которая может быть
использована для гравитационного транспорта руды, устройства поверхностных
бремсбергов и подвесных канатных дорог.
В сейсмоопасиых высокогорных районах землетрясения сопровождаются
оползнями и обвалами пород со склонов гор в нижележащие части ущелий. Это
часто ведет к разрушению порталов, участков туннелей и штолеи длиной до 80 —
100 м, что требует усиленного их крепления.
Морфология месторождения в определенной степени влияет на размер шахт-
ного поля н место заложения вскрывающей выработки.
§ 73. Место заложения основной вскрывающей выработки
Расположение вскрывающей выработки по минимуму транспортных работ.
Рациональное размещение вскрывающих выработок относительно поверхности
н месторождения, установление их числа являются основными вопросами прн
проектировании схемы вскрытия, от которой зависит объем горно-капитальиых
а *
/□ />_ 1л. in in гл ГчОо hrnnte */7-
рис. IV.3. Выбор места для заложения основной вскрывающей выработки по правилу
®кад. Л. Д. Шевякова:
работ и, следовательно, размер
капиталовложений. В целях
снижения затрат на горнокапн-
тальные работы по вскрытию
месторождения сокращают чи-
сло рудоподъемных стволов н
принимаютсеченне ствола, в ко-
тором можно было бы размес-
тить транспортное оборудова-
ние, обеспечивающее заданную
п роизводител ьность.
Расположенно основной
вскрывающей выработки может
определяться правилом, сфор-
мулированным акад. Л. Д. Ше-
вяковым: «Прн сосредоточении
грузов на прямой, по условию
минимальной работы по транс-
портировке, ствол шахты дол-
жен быть расположен в месте
сосредоточения того груза, ко-
торый, будучи прибавлен К сум-
Рис. IV.4. Определение места заложения основной ме других, расположенных от
вскрывающей выработки по методу проф. П. К. него влево, ДЭСТ сумму, ббль-
соболевского шую суммы Гру30в> располо-
женных' вправо, а будучи при-
бавлен к правым грузам, даст сумму, большую суммы левых (рис. IV.3).
Правило Л. Д. Шевякова основано па допущении постоянства стоимости
1 ткм транспортировки в пределах шахтного поля. Если эта стоимость непосто-
янна, то вопрос решается методом вариантов нлн по методу проф. П. К. Соболев-
ского (рнс. IV.4).
По П. К. Соболевскому грузы сводятся к схеме точек Q1P Qt,.... Qn, располо-
женных иа прямой ЛВ на определенных расстояниях Z,, /2, .... друг от друга.
Отлниин ОМ, параллельной АВ, через начальную и конечную точки О н М
проводят перпендикуляры, на которых откладывают величину грузов: от
точки М — слева направо, а от точки О — в обратном порядке. Затем отточек О
н М проводят систему лучей. Тангенсы углов, образованных лучами с прямой
линией ОМ, пропорциональны величинам грузов, которые изображены против
этих углов. Через точки сосредоточения грузов на прямой АВ проводят перпен-
дикуляры и с точки приложения первого груза Qt строят ломаную лннню, отрезки
которой параллельны лучам OP, OR н т. д. Таким же образом в обратном направ-
лении строят вторую ломаную линию с точки приложения последнего груза Qn.
Из треугольников abc и cde видно, что
be — ab tg at = Zj tg at, de = cd tg a2 = Z2 tg a2.
Ордината ломаной линии ke = kd 4- de = be -| de, поэтому ke ~ tg +
+ Z2tga2.
Тангенсы углов a, н a2 пропорциональны величинам грузов н (Qx + <?2)
и т. д., следовательно, ордината Ьс изображает работу по транспортировке груза
Qi на расстояние /ь ордината ke — суммарную работу по транспортировке
груза Qj на расстояние Zt и (Q, + <?2) па расстояние /2. Таким образом, ординаты
ломаной лннни, построенной из точки А, представляют суммарную работу по
транспортировке грузов, расположенных слева от каждой точки, которой соответ-
ствует данная ордината. Ординаты же ломаной линии, проведенной из точки В,
представляют суммарную работу по транспортировке грузов, расположенных
справа от каждой точки. Суммы ординат точек двух ломаных линий, располо-
женных на перпендикулярах к линии АВ (в точках сосредоточения грузов),
представляют суммарную работу илн стоимость транспортировки грузов, рас-
положенных слева и справа от каждой точки. Обязательными являются одинако-
вые условия транспортировки грузов справа н слева.
178
График суммарной работы транспорта получится сложением ординат двух
ломаных линий. Точка с минимальной ординатой будет соответствовать месту
заложения ствола. Если стоимость 1 ткм транспорта различна, ординаты предва-
рительно умножают па соответствующие стоимости.
При наличии факторов, ограничивающих выбор места заложения выработки
(топография поверхности, ее застроенпость, гидрогеология, расположение подъ-
ездных путей, расположение поверхностных сооружений и др.), установленное
оптимальное место заложения уточняется с учетом местных условий.
Расположение рудоподъемного вертикального ствола по минимуму приведен-
ных затрат. В зависимости от схемы расположения вертикальных стволов
(рнс. IV.5) различают три схемы вскрытия рудных месторождений:
фланговую (главный ствол находится на одном нз флангов месторождения),
центральную (рудоподъемный ствол — в центральной части месторождения,
вентиляционные — на флангах) и цептрально-сдвоенную схему, когда месторо-
ждение по простиранию делится на два самостоятельных шахтных поля.
Если представить суммы приведенных капитальных н эксплуатационных
затрат выражением
3i,n,ni = 2^op I-JClup, (IV17)
где ^Х, И, HI— приведенная сумма затрат по соответствующей схеме вскрытия
up. EG пр — суммы приведенных капитальных и эксплуатационных затрат,
то схема будет выгодна, когда
5( = F((K.nP, С( пр)-* min, (IV. 18)
при
Ki пр = Фи (Л, L, /7ср, <?, ₽. а, /, С Z8), (IV. 19)
С/ пр = (Л, L ЯСр, <?, Р, а. /. £, <8). (I V.20)
где 4 — годовая производственная мощность рудника, L — длина месторожде-
ния по простиранию; //Ср — средняя глубина залегания рудного тела, q — удель-
ный расход воздуха на проветривание горных выработок; р — углы сдвижения
вменяющих пород, а — угол падения залежи, [ — коэффициент крепости вме-
щающих пород, Е — норматив эффективности; /э — продолжительность отра-
ботки запасов этажа.
Взаимное расположение стволов и околоапвольных дворов определяется с уче-
том размещения железнодорожной станции, а также комплекса зданий, в первую
очередь здания подъемных машин (рнс. IV.6).
На вновь строящихся шахтах расстояние между выходами должно быть не
менее 30 м, если надшахтные здания н копры построены из несгораемого мате-
риала, — не меиее 20 м. Указанные размеры между стволами справедливы для
Стволов шахт, проводимых в устойчивых породах обычным способом. В других
случаях эти расстояния определяются проектом с учетом фнзпко-мсханнческих
179
Рис. IV.6. Взаимное расположение стволов:
а — при перпендикулярном размещении
железнодорожной станции относительно
осей подъемных клетей; б — при параллель-
свойств пересекаемых горных пород,
возможного водопрнтока в ствол н до-
стигают 70—90м. На практике бывают
случаи проходки сближенных стволов
с одним общим надшахтным зданием.
Так, на руднике «Кнруна» (Швеция)
восемь вертикальных скнповых рудо-
подъемных стволов и один клетевой
расположены в один ряд на расстоя-
нии 13—15 м одни от другого и имеют
общее надшахтное здание длиной 115 м,
высотой 55 м, шириной 30 м.
§ 74, Порядок отработки
шахтного поля
Порядок отработки рудничных
станции ' " ....... ‘ ..(шахтных) полей принимается с уче-
том степени разведанности месторож-
дения, заданной производственной
мощности, условий строительства рудника, горного давления на рудный мас-
сив и других факторов. В горизонтальном плане различают выемку шахтного
поля по простиранию (рис. IV.7) и вкрсст простирания При выборе порядка
отработки шахтного поля основными являются вопросы горного давления на
рудный массив, фнзнко-мсханическнх свойств полезного ископаемого, вмеща-
ющих пород и наличия сбросов и лайковых включений, где проявляется особая
опасность развития горного давления и горных ударов. Из условий горного
давления и осушения шахтных полей при отработке по простиранию наиболее
целесообразной считается схема отработки от центра к флангам.
Мощные месторождения могут отрабатываться вкрест [простирания, от вися-
чего бока залежи к лежачему, от лежачего бока к висячему, от лежачего и вися-
чего боков к центру залежи, от центра залежи к лежачему и висячему бокам.
Горное давление обусловливается в основном силой тяжести подработанные
толщ горных пород висячего бока.
При выемке руды в направлении от лежачего бока к висячему обрушенных
породы, перемещаясь в направлении подвшання забоев, все время поддерживают
висячий бок и обрушение его происходит с отставанием от вертикали на 5—10 м.
Большие глыбы, отколовшиеся от висячего бока, постепенно опрокидываясь,
ложатся на породную подушку. Давление на крепь распределяется более равно-
мерно, поэтому опасность самообрушення уменьшается. Следовательно, при от-
работке крутопадающих мощных рудных тел вкрест простирания фронт очистных
работ должен перемещаться от лежачего бока к висячему. Для сверхмощных
месторождений (свыше 200 м) порядок отработки вкрест простирания с точки
зрения горного давления не имеет существенного значения и определяется в ос-
новном принятыми схемами осушения и способами их подготовки (43)
На величину горного давления заметно влияет порядок выемки отдельных
блоков в пределах шахтного поля.
Наиболее рациональной является последовательная выемка блоков по про-
стиранию, так как при этом выпуск руды происходит в пределах зоны, свободной
от усиленного горного давления.
Порядок отработки шахтного поля по вертикали. В зависимости от числа
одновременно отрабатываемых этажей различают разработку одноэтажную, двух-
этажную и многоэтажную. Кроме того, бывает нисходящий и восходящий порядок
отработкн этажей. В горнорудной промышленности, как правило, применяется
нисходящий порядок отработкн шахтного поля, т. е. сверху вниз.
Порядок отработки шахтного поля по вертикали определяет глубину вскры-
тия и влияет на характер формирования и величину горного давления.
При бессистемной отработке образуются разного рода целики (междукамер-
ные, междублоковые, междуэтажные и др.), которые подвергаются наиболее
180
сильному давлению н создают трудности при их извлечении. Поэтому необхо-
димо стремиться к тому, чтобы очистные забои в одновременно вырабатываемых
этажах располагались на одной липни под углом 45—50’ к горизонту.
§ 75. Углы сдвижения и разрыва горных пород
Наклонные скиповые, монорельсовые, конвейерные, троллейвозные стволы
и наклонные нлн спиральные автомобильные рудоподъемные съезды (галереи)
располагаются, как правило, в горных породах за пределами угла их сдвиже-
ния и подсекают рудные эалежн на их нижней границе. Таким образом, угол
сдвижения налегающих пород оказывает существенное влияние только на выбор
схемы при вскрытии вертикальными рудоподъемными стволами.
Углы сдвижения и разрыва зависят от структурно-геологических особенно-
стей вмещающих пород, устойчивости руд, глубины разработки, мощности и угла
падения разрабатываемых залежей, а также от порядка и способа разработки.
Углы сдвижения и разрыва принимаются на основании рекомендаций на-
учно-исследовательских институтов, накопленного опыта разработки данного
нлн аналогичных разрабатываемых месторождений, близких по своим структурно-
1 оологическим и горнотехническим условиям.
При подземной разработке мощных рудных залежей угол сдвижения вме-
щающих пород принимается от 30 до 70—80°. При угле сдвижения более 75—80°
увеличение глубины залегания практически не влияет на эффективность сравни-
ваемых схем вскрытия вертикальными скиповыми и наклонными конвейерными
Рудоподъемными стволами, так как суммарные затраты на проведение н поддер-
жание откаточных квершлагов, с одной стороны, н затраты па проведение рудо-
подъемных стволов и выдачу по ним руды и оборудования, с другой, взаимно
Уравновешиваются
Предохранить поверхностные сооружения и выработки вскрытия от дви-
жения пород можно путем расположения их за пределами зоны сдвижения гор-
ных пород нлн путем оставления под ними охранных целиков из руды. Ко второму
способу прибегают редко, так как отработка целиков ведет к большим потерям
Руды.
Располагая стволы и сооружения за пределами зоны сдвнжеиня, необходимо
Учитывать возможное уменьшение углов сдвижения по сравнению с запроекти-
рованными. Поэтому между границей зоны сдвижения и сооружением необходимо
Оставлять предохранительную площадку шириной не менее 25 м.
181
Расположение промплощадки на лежачем боку месторождения в 30—100 м
от ожидаемой границы сдвижения поверхности прн отработке последнего гори-
зонта обеспечивает надежную сохранность долговременных надшахтных зданий,
сооружений н стволов.
§ 76. Техника и технология горных работ
На выбор схем и способов вскрытня большое влияние оказывает технический
уровень горных работ, обеспечивающих поточность добычи и невысокую себе-
стоимость прн минимальных удельных капиталовложениях.
С созданием автоматизированных многоканатпых подъемных установок про-
должается успешное применение вскрытия вертикальными стволами с концен-
трационными горизонтами.
Дальнейшее развитие получают схемы вскрытия с выдачей дробленой руды
конвейерами по наклонным стволам или недробленой руды автосамосваламн
Применение конвейерного транспорта для средних глубин имеет ряд пре-
имуществ1 обеспечивается высокая производительность подъема руды, поточность,
имеется возможность автоматизации процессов дробления, погрузки, транспор-
тирования и разгрузки на поверхности, упрощается комплекс поверхностных
сооружении
Схемы вскрытия, предусматривающие выдачу руды автомобильным транспор-
том. позволяют отказаться от подземного дробления, уменьшить размеры руднич-
ного двора Отпадает необходимость в отдельных сооружениях на поверхности.
Основной недостаток конвейерного и автомобильного транспорта — малый
угол наклона вскрывающих выработок (для конвейеров 16°, автомобилей 6°)
и нх большая протяженность, что приводит к увеличению затрат иа нх проведе-
ние >< поддержание
Создание мощных подземных автосамосвалов различных типоразмеров,
тягачей с прицепами и полуприцепами, троллейвозов, подземных подвесных
монорельсовых и моноканатных установок, конвейеров, конвейерных поездов
создает реальную возможность более широкого применения наклонных стволов
н съездов (галерей) для выдачи руды Вместе с тем дальнейшее развитие открытого
способа разработки и постоянное усовершенствование подъемных машин верти-
кальных стволов, а также намечающееся к применению подземное выщелачива-
ние РУД требуют проведения комплексного экономического обоснования прн
выборе конкурирующих способов разработки н схем вскрытня, особенно когда
имеются предпосылки для применения наклонных стволов.
§ 77. Возможность открыто-подземной разработки
Граничный коэффициент вскрыши. Прн выборе способа разработки в зави-
симости от условий залегания, мощности залежи, полезного ископаемого и нале-
гающих пород в проектной практике могут встретиться несколько случаев:
I . Целесообразность разработки всего месторождения открытым способом
очевидна (например, маломощные залежи на небольшой глубине от поверхности);
2 . Целесообразность разработки всего месторождения подземным способом
очевидна (например, маломощные залежи па большой глубине от поверхности).
3 Разработка всего месторождения возможна открытым или подземным спо-
собом (например, мощные залежи при большой глубине залегания)
4 Возможна комбинированная разработка месторождения: верхняя часть,
как правило, разрабатывается открытым способом, а глубинная — подземным
(например, крутопадающие залежн, выходящие близко к поверхности и рас-
пространяющиеся на большую глубину, а также горизонтальные и пологие за-
лежи. покрытые небольшой толщей наносов в долине и мощной толщей пород
в нагорной части)
В первом, втором и третьем случаях вопрос о разграничении способов раз-
работки отсутствует.
Однако при оконтуривании карьерных полей (и участков) для первого н
третьего случаев необходимо определить граничные коэффициенты вскрыши-
182
В четвертом случае должны быть установлены границы между открытыми и под-
земными работами
Существует несколько методов определения граничного коэффициента
вскрыши:
I Из условия равенства неизменной с глубиной разработки себестоимости
полезного ископаемого при открытом и подземном способах:
К = Спод-Сот., (IV.21)
С век
где Кгр — граничный коэффициент вскрыши, м3/м3; СПод — себестоимость
полезного ископаемого при подземном способе, руб/м3; Сот — себестоимость по-
лезного ископаемого при открытом способе без учета затрат на производство
вскрышных работ, руб/м3; Свен — затраты на производство вскрышных работ,
руб/м3.
Формула применима в простых условиях и для ориентировочных расчетов.
II Из условия равенства изменяющейся с 1лубнной разработки себестои-
мости полезного ископаемого при открытом способе и неизменной себестоимости
полезного ископаемого при подземном способе.
III. Из условия равенства суммарных эксплуатационных затрат на добычу
полезного ископаемого открытым и подземным способами и его переработку.
IV Из условия равенства удельной прибыли при разработке месторождения
открытым и подземным способами-
(£иод — Ди) Кр, иод^нз, под— (Сот ~ Un) Кр. от^иэ. or ([у 22)
Г₽ СвскКр. ОтКп8. ОТ *
где — отпускная цена полезного ископаемого, руб/м3, Кр. от, Кр. пол — коэф-
фициент разубоживания полезного ископаемого соответственно при открытом
и подземном способах разработки; Киа. от. /Сиз. под — коэффициент извлечения
полезного ископаемого соответственно при открытом п подземном способах
разработки
V. Из условия равенства неизменных с глубиной открытой разработки
удельных суммарных эксплуатационных затрат на добычу н переработку полез-
ного ископаемого н суммарной ценности извлекаемых нз него компонентов (или
ценности сравниваемого с ним полезного ископаемого).
VI. Из условия равенства удельных приведенных затрат (изменяющихся
с глубиной горных работ) при разработке месторождения открытым и подземным
способами:
К _____ (Сп, пос Р Дц. иер ~1~ ДнКпод) — (£р, пос -F Стр, и КНКОТ)
ГР Сп. пос -Р Стр. п ДцКвск ’
(IV. 23)
где Сп. пос — неизменные с глубиной разработки затраты (затраты на дробление,
погрузку н др ) на добычу полезного ископаемого подземным способом, руб/м3;
С'п. пер — затраты на водоотлив, вентиляцию н доставку полезного ископаемого
из шахты па обогатительную фабрику, руб/м3; — нормативный коэффициент
эффективности капитальных вложений, Со. нос. Св. пос — неизменные с глу-
биной разработки затраты (затраты на рыхление, экскавацию, отвалообразова-
нне н др ), приходящиеся соответственно на единицу полезного ископаемого и
вскрыши, руб/м3, СТр. и — затраты на транспортирование полезного ископаемого,
проветривание карьера и водоотлив, приходящиеся на единицу полезного иско-
паемого, руб/м3, СТр. п — затраты на транспортирование вскрышных пород
в отвалы, зависящие от глубины карьера и применяемого вида карьерного транс-
порта, руб/м3; Кцод — капитальные затраты, приходящиеся на единицу годовой
производственной мощности шахты по полезному ископаемому, руб/м®; Kot —
Удельные капитальные затраты на добычные работы при открытом способе раз-
работки, руб/м3; Коси — удельные капитальные затраты на вскрышные работы.
Руб/м3.
183
Если потери и разубоживание полезного ископаемого при открытом и под-
земном способах разработки могут существенно отличаться между собой, то
(Си.пос + Си. иср + СнКиод — Ди) Кр. иод Кп. под'
— (Ср. пос + СТр. П КцКот—Up) Кр, отКп.ОТ
(Св. пос + Стр.и Т СнКвСк) Кр. отКп. от
(IV.24)
Для случаев, когда стоимостные показатели могут быть приняты независя-
щими от глубины разработки, а потери и разубоживание полезного ископаемого
при открытом н подземном способах разработки отличаются между собой не-
значительно
(Спод + СнКцод) — (Сот + ДнКот)
Cdck + f пКвск
(IV.25)
где Кпод. Кот. Квсн — капитальные вложения соответственно в подземный и
открытый способы разработкиТ(без капитальных вложений на вскрышные работы)
и капитальные вложения на*вскрып1пые работы.
VII. Из условия равенства удельных приведенных затрат на разработку
месторождения открытым способом н замыкающих затрат на добываемое полез-
ное ископаемое
С3 - (Ср, пос + Стр. 11 + КиКот)
Св. UOC + Стр. D + СнКвск
(IV.26)
Формулой следует пользоваться при рассмотрении целесообразности доработки
месторождений открытым способом илн вариантов разработки месторождений
с разной ценностью полезного ископаемого
В результате выполненного анализа влияния иа граничный коэффициент
вскрыши различных технико-экономических показателей открытых н подземных
работ получена обобщающая формула
° пос £”• “ср + ^н^и°Д "I Спер, и ’Ь СнКиер. и)
_____— (Со, пос + Стр, п ДнКот + Спер, о + СнКпер. о)
Св. UOC + Стр. В + КнКвек
, (Сз, о + Ср, о) — (Сэ, п 4- Ср, п)
"Г Св. IЮС + Стр. в т СнКвск
(IV.27)
где Ккон. о — выход концентрата прн переработке полезного ископаемого,
добытого открытым способом, %; Ккон.и — выход концентпата при переработке
полезного ископаемого, добытого подземным способом, %; Спер.п. Спер, о —
затраты на обогащение полезного ископаемого, добытого соответственно подзем-i
пым н открытым способами, руб/м3, Кцер. п. Кпер. о — удельные капитальные
затраты па обогащение полезного ископаемого, добытого соответственно подзем-
ным и открытым способами, руб/м3, Са. и, С3. о — плата за землю, приходящаяся
па I м3 полезного ископаемого, соответственно прн производстве открытых и
подземных горных работ, руб.; Ср. п> Ср. 0 — удельные приведенные затраты
(на 1 м3 полезного ископаемого) на рекультивацию нарушенной поверхности,
соответственно при производстве подземных и открытых горных работ, руб.
Глубина карьера в простых природных условиях. Для однородных месторо-’
жденнй полезных ископаемых пластообразиой формы с относительно большим,
размером по простиранию и выдержанными элементами"залегания поверхность
карьерного поля может быть принята ровной, а отметки дна карьера могут быть
одинаковыми. В условиях значительной мощности наносов учитывается разница
в затратах иа разработку коренных пород и наносов через величину граничного'
коэффициента вскрыши,
184 i
Глубина карьера определяется аналитическим методой!
КиаКгр'Иг
ctg ав 4- ctgctj.
(IV.28)
где Нн — глубина карьера, м; Киз = 0,95--0,97 — коэффициент извлечения
руды нз слоя; Кгр — граничный коэффициент вскрыши, м3/м3; .44,. — горизонталь-
ная мощность залежи, м, aD, ал — угол откоса борта карьера соответственно
со стороны висячего и лежачего боков залежи, градусы; Св — затраты иа раз-
работку коренных пород, руб/м3; Си — затраты на разработку ианосов, руб/м3;
тн — мощность наносов, м.
Упрощенная формула (без учета разницы в затратах па разработку коренных
пород и наносов):
Киз/ИгКгр
ctg aB Ч- ctg ал •
(IV.29)
Прн разработке наклонных и крутых залежей возможна выемка полезного
ископаемого ниже установленной границы карьера без разноса его бортов. В этом
случае глубина карьера
нк = -?Иг(^гРЛ ')£Ддн , (I v.3O)
ctg aB т ctg ал
где Вдц — возможная минимальная ширина дна карьера, м.
Приведенными выше формулами для определения конечной глубины карьера
можно пользоваться только прн вытянутых по простиранию залежах с относи-
тельно небольшой глубиной залегания, так как этн формулы не учитывают объемы
вскрыши от разноса торцовых бортов карьера Для относительно коротких зале-
жей в условиях равнинной местности необходимо учитывать разнос торцовых
бортов карьера по формуле
Ии=V (Кгр+V11 ~5д - ~2Г» (IV-3I)
где а = £/ж ctgaz; b = я ctg2 «ср! 1х — длина участка борта карьера (по дну),
м; Ох — угол откоса борта данного участка, градусы; аср — усредненный угол
откоса бортов карьера, градусы, — площадь полезного ископаемою по дну
карьера,- м2; 5Д — площадь дна карьера, м2.
Для крутых н наклонных залежей, когда углы откосов бортов карьера
незначительно отличаются друг от дру1а, можно использовать усредненный угол
откоса бортов карьера, определяемый по формуле
oc1/j + a2/3 — • • • -j- anln (IV 32)
т аср= /; + /,+ ••ттг--
Тогда
Нн = lgacp (VW?* <-0,32КГр$и- 0,16Р), (IV 33)
где Р — периметр дна карьера, м.
Преимущество аналитических методов — простота н быстрое решение задачи.
Глубина карьера а сложных природных условиях. При определении глубины
карьера в сложных природных условиях широкое применение имеют метод ва-
риантов и графоаналитические методы. Для определения границ карьера методом
вариантов поперечные геологические размеры по глубине разделяют па горизонты
высотой, равной или кратной высоте рабочих уступов. Выбирается несколько
вероятных вариантов глубины карьера (2—4 — при ручном счете и 5—10 — прн
машинном) и соответствующих нм контуров карьеров. Подробный технико-
экономический анализ этих вариантов позволяет выявить наиболее эффективный
вариант, соответствующий глубине Н9 карьера |93].
Отработка запасов одного месторождения открытым и подземным способами
"о взаимосвязанным технологическим схемам устанавливается в вертикальной
11 горизонтальной плоскостях, в их комбинациях и увязывается во времени.
185
ГЛАВА 3
ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ВСКРЫТИЯ ШАХТНОГО ПОЛЯ
К основным параметрам вскрытия относятся: размеры шахтного пол»;
высота этажа; число этапов (ступеней) вскрытия; величина шага вскрытия и
число этажей в шаге вскрытия
Параметры вскрытия учитывают природные факторы (площадь шахтного
поля, образованную внешними контурами рудных тел и границами разработки
по простиранию на основном горизонте шахты н глубину залегания залежи),
состояние н возможности горной техники (высота этажа, число этапов (ступеней)
вскрытия) и экономические факторы (величина шага вскрытия и число этажей
в шаге вскрытия).
§ 78. Размеры шахтного поля
Шахтное поле характеризуется длиной (Еш. п) по простиранию, шириной
(Вш. п) вкрест простирания, глубиной(Дш. п) по падению оруденения (средней
и по горизонтам), объемом (V), запасами (Q) и коэффициентом оруденения (Кор =
= , где у — плотность руды в массиве), а рудные тела в шахтном поле —
длиной (/-), мощностью (т), глубиной (Н), углами падения (а) и склонения (6),
рудной площадью (S) и содержанием полезных компонентов. Все эти параметры
шахтного поля имеют определяющее значение для вскрытия и подготовки место-
рождения. При этом размер по падению, т. е. глубина залегания (распростране-
ния) месторождения, диктует число этапов (ступеней) вскрытия и поэтапное
проектирование.
На геолого-маркшейдерских планах изображаются проекции шахтного поля
на земную поверхность, контуры которого являются его границами в плане.
Конфигурация шахтного поля в основном зависит от характера залегания ме-
сторождения.
На размер шахтного поля влияет много факторов. Главными нэ ннх являются:
производственная мощность рудника (шахты), природные условия, высота этажа,
требуемые капитальные вложения, эксплуатационные затраты.
При установлении размеров шахтного поля возможны два случая: а) размеры
шахтного поля определяются величиной месторождения, достаточной для раз-
работки его только одной шахтой; б) для месторождений со значительными запа-
сами размеры шахтного поля определяются комбинированно: по принципу обес-
печения минимальных капитальных и эксплуатационных затрат на 1 т добычи
за весь срок существования рудника.
По намечаемому в предварительном порядке способу вскрытия, определен-
ной проектной мощности рудника, прн известной высоте этажа или ширине
панели устанавливается сумма капитальных затрат н эксплуатационных расходов
на 1 т добычи £Q как функция от длины шахтного поля L, числа этажей илн па-
нелей л:
£Q = f (L, п). (IV-34)
Для определения значений L н п достаточно совместно решить уравнения
= 0: (I V.35)
^=0. (IV.36)
Решение системы уравнений с двумя неизвестными L н п наиболее удобно про-
изводить графически (рнс. IV.8, а). Для наклонных н крутопадающих месторо-
ждений L обычно принимают при л, соответствующем глубине разработки ме-
сторождения.
186
a — аналитическим путем; б — графически
Размеры шахтного поля можно установить техннко-экономнческим расче-
том. Для этого последовательно задаются различным числом этажей- 1, 2, 3, 4
и т. д. и каждый раз вычисляют все учитываемые затраты н расходы £(? для ряда
значений длины шахтного поля I По результатам расчетов строят графики I, 2,
3, 4. 5 и т. д. (см. рис. IV.8, б) и определяют в предварительном порядке размеры
шахтного поля.
Определенные размеры шахтного поля в предварительном порядке уточ-
няются по природным, техническим и организационным факторам.
Прн различных определениях размеров шахтного поля запасы руды в нем
должны обеспечивать работу горнодобывающего предприятия в течение норма-
тивного срока.
В связи с ростом масштабов добычи и совершенствования техники н техноло-
гии разработки увеличивают размеры шахтных полей и рудных площадей.
Для Никопольского марганцевого бассейна, как характерного в отношеннн
разработки пластовых месторождений осадочного типа, институт «Южгипроруда»
рекомендует размеры шахтных полей в зависимости от производственных мощно-
стей: 350 тыс. т руды в год — 1400X2000 м, 500 тыс. т в год — 1250x 2670 м и
I млн. т в год — 2500Х 2700 м.
Крупнейшие зарубежные железные рудники (с производственной мощностью
2,5—12 млн т в год) имеют шахтные поля длиной 1400—5000 м, крупнейшие руд-
ники цветных металлов — 400—3600 м
Рудные площади наиболее крупных отечественных действующих рудников
находятся в пределах от 33 000 до 270 000 мг, зарубежных — от 30 000 до 385 000мг.
При окончательном установлении размеров шахтного поля необходимо
учитывать ограничивающие факторы- проветривание глубоких шахт н управление
крупным рудником. Для глубоких шахт, главной особенностью которых является
резкое осложнение проветривания по температурным условиям, когда на глуби-
нах около 1,5 км необходимо иметь вентиляционные участки длиной не более
400—500 м, чтобы наряду с интенсивным проветриванием горных выработок не
Допустить величину депрессии у главной вентиляционной установки свыше
(7 — 7,5) 103 Па. Эти условия будут влиять на уменьшение размеров шахтного
Поля, особенно По простиранию.
Максимальная рудная площадь шахты ограничивается пределами рацио-
нального управления производством крупного масштаба. Специфика горного
Дела такова, что руководящий состав, и прежде всего начальник и главный инже-
нер шахты, несут ответственность не только за ритмичную работу предприятия,
187
организацию труда коллектива в непрерывно изменяющихся природных усло-
виях, своевременное устранение вредного влияния случайных факторов на про-
изводственные процессы, ио и за здоровье каждого рабочего. Это требует знаний
реальной обстановки не только па горизонтах, в блоках, ио и в отдельных наибо-
лее опасных забоях, участия в ежемесячном и декадном планировании произ-
водства, что ограничивает масштабы производства.
Шахтное поле с установленными размерами разделяется подготовительными
выработками иа этажи и блоки (рис. IV.9) при наклонных и крутопадающих
месторождениях и иа прямоугольные, квадратные (рис. IV. 10) или шестиуголь-
ные панели при горизонтальных и пологопадающнх месторождениях.
188
Рис. IV.10. Схема
разбивки пологой или
орнзонтальной зале-
жи иа панели и блоки:
Л — схема панели
(а — откаточный
штрек висячего бока;
б — откаточный
штрек лежачего бока;
е — откаточный орт;
г — граница панелей;
I, II, III... — номера
панелей, 1, 2, 3... —
номера блоков в па-
нелях); Б — деление
пологой залежи на
панели 1 и блоки 2
(3<— рудоподъемный
ствол; 4 — вспомога-
тельный ствол; 5 —
главные штреки; 6 —
панельные откаточ-
ные штрёкн; 7 — бло-
ковые восстающие;
3 — вентиляционный
ствол; Ьа — ширина
Панели)
§ 79. Высота этажа
Этаж — часть шахтного поля, ограниченная по падению откаточными и вен-
тиляционными штреками, по простиранию — границами шахтного поля.
Высота этажа вертикальная — это расстояние по вертикали между проек-
циями иа вертикальную плоскость откаточного и вентиляционного штреков дан-
ного этажа. В отличие от наклонной (измеряемой по наклону между основными
горизонтами) вертикальная высота — величина постоянная, не зависящая от
гипсометрии пласта.
На высоту этажа влияют следующие основные факторы: горно-геологиче-
ские — размеры (мощность, длина по простиранию и глубина по падению),
форма и угол падения рудных тел; горнотехнические — системы разработки,
порядок отработки месторождения, условия поддержания горных выработок,
условия и безопасность ведения горных работ, время подготовки и отработки
этажа (горизонта); технико-экономические — запасы руды в этаже, ценность
и содержание металла в руде; объемы и сроки проведения горно-капитальных
и горно-подготовительных работ и связанные с этим затраты; затраты иа под-
держание горных выработок; стоимость подъема, водоотлива, доставки люден
и материалов.
Вскрытие и подготовка этажа могут быть выполнены тремя способами:
простым, допускающим начало подготовки блока только с откаточного горизонта;
транспортными съездами (галереями) — разделением этажа промежуточными
горизонтами, пройденными от наклонных вспомогательных съездов (галерей);
ярусным — разделением этажа иа ярусы (полосы из нескольких подэтажей)
вспомогательными горизонтами, пройденными от шахтных стволов (слепых
междуэтажных или с поверхности).
Высота этажа при простом способе вскрытия и подготовки. Исходя из
производственной мощности шахты и подвигания очистных работ по простиранию,
высота этажа (м) при разработке пластовых месторождений
Л sin а (1 — Р)
nLmyt[ 1
(IV.37)
где Л — годовая производственная мощность шахты, т; а — угол падения пласта,
градус; Р — коэффициент разубоживания, доли ед ; п — число крыльев в одном
разрабатываемом этаже; L — годовое подвигание очистных работ по простиранию
в одном крыле, м; т — истинная мощность рудного тела, м; у — плотность
руды в массиве, т/м3; т] — коэффициент извлечения, доли ед.
Если вскрытие этажа совмещается во времени с подготовкой вышележащего
этажа, то минимальная высота этажа (м)
/>3 min >
AWatn (1 - Р)
(IV.38)
где Wa = = 1,1-:- 2,5 — коэффициент опережения (большее значение для
п
особо неблагоприятных условий; /0 — продолжительность очистной выемки,
год или доли года; tn— продолжительность подготовки этажа, год или доли года).
В случае опережения вскрытия и подготовки по отношению к очистной
выемке вышележащего этажа
min > (IV-39) 5ут)
где Гп.п: =-т-2—= 1,1-5-2,5 — коэффициент опережения (большее значение
для особо неблагоприятных условий); /в. п — продолжительность вскрытия и
подготовки этажа, год; S — площадь вскрываемых или подготавливаемых за-
пасов.
190
Т а б л и ц a IV.8
рекомендуемая высота этажа для различных систем разработки (м)
по М. И. Агошкову и Г. И. Малахову
Система разработки Без промежуточ- ного горизонта С промежуточным горизонтом
от до от ДО
Потолкоуступная и сплошная с рас- порной крепью 30 60 60 80
Подэтажные штреки 50 100 —
С магазинированнем руды 40 75 60 100
Горизонтальные и наклонные слои с закладкой 30 50 60 80
С креплением без закладки 20 40 40 60
Со станковой крепью и закладкой Слоевое обрушение: 30 50 50 80
крутое падение 30 60 —
пологое падение 20 40 —
Подэтажное обрушение 40 75 — —
Этажное обрушение Комбинированные системы: 60 100 — —
с закладкой камер 40 60 —
с открытыми и с магаэинированны- ми камерами 50 100 — —
Время иа вскрытие и подготовку при заданной высоте этажа й0:
_ йаЗуг)
а~ AWn(\-P)
(IV.40)
11Л н
В-П ~ А^в.пО — Р) '
(IV 41)
Если ta или 1В. п меньше времени, требующегося иа подготовку или вскрытие н
подготовку, необходимо увеличить высоту этажа или вести добычу одновременно
на двух этажах.
Высота этажа может приниматься также по практическим данным
(табл. IV.8).
Применение лифтов для подъема людей, материалов и оборудования в каж-
дом крупном блоке позволяет увеличить высоту этажа по сравнению с обычной
50—60 м до 75—90 м и более.
Высота этажа, определяемая по средней себестоимости и по критерию «се-
бестоимость прироста параметра», дает узкую область экономически равноценных
значений параметра. Так как высота этажа зависит от капитальных затрат на
подготовку горизонта и эксплуатационных расходов на 1 т извлекаемых запасов,
то в общем виде средняя себестоимость 1 т руды может быть выражена формулой
C = KiX + -^-, (IV.42)
гДе KjX — эксплуатационные расходы, коп/т; --------расходы от погашения
выработок, обслуживающих этаж, коп/т.
По формуле (IV.42) строится график зависимости средней себестоимости 1 т
РУДЫ от высоты этажа и определяется ее оптимальная величина.
191
Рис- lv.lt. Схема вскрытия и подготовки этажей высоты 120 и 235 м транспортными
галереями на руднике «Кирунаь (Швеция):
1 — рудопод-ьемиый ствол: 2 — рудоспуск, 3 — вспомогательный ствол для подготовки
новых горизонтов; 4 — автотранспортная галерея; 5 — погрузочный эасзд под участко-
вые рудоспуски; 6 — этажяый откаточный штрек
При вскрытии и подготовке транспортными галереями (заездами) с приме-
нением самоходного оборудования (рис. IV. 11) высота этажа определяется кон-
структивно по размещению подземных бункеров и рудоподъемных стволов, по
времени подготовки рудных запасов и может составлять 200 м и более.
Высота этажа при вскрытии и подготовке ярусным способом составляет
ие менее 150—160 м (рис. IV 12).
Рис. IV. 12. Ярусная схема вскрытия н подготовки этажей:
АБВГ и А'В'В'Г — площади шахтного ноля на юр. i н гор. I — 1, u н п —Д-111'
иа и ширина шахтного поля на гор. Г; 16 к и /м к — длина большого н малого* крыльев)
шахтного поля; Лэ н Ля — высота этажа н яруса; а — длина блока
192
Ярусный способ вскрытия разработан для наклонных н крутопадающих
залежей с использованием как существующего горного оборудования, так и са-
моходной техники [98].
В каждом конкретном случае оптимальная высота эгажа должна опреде-
ляться для строго установленных условий.
§ 80. Число этапов (ступеней) вскрытия
Число этапов (ступеней) вскрытия зависит от глубины залегания рудных
тел и возможностей применяемого оборудования подъема.
Вертикальные стволы позволяют производить одноступенчатое вскрытие
до глубин 2—2,3 км. При вскрытии более глубоких месторождений число ступеней
может быть 3—4 и более.
Наклонные стволы, спиральные съезды (галереи) могут применяться в любой
ступени вскрытия. Как показала практика и исследования, наклонные стволы
целесообразны: до глубины 150 м — когда для выдачи руды применяются (исполь-
зуются) тягачи с прицепами (при Лг < 1 млн. т/год); до глубины 250 м — само-
свалы (при Лг = 0,5 — 2,5 млн. т/год и более); до глубины 400 м — скипы и
монорельсовые дороги (при Лг = 2—3 млн. т/год); до глубины от 250—300 до
500—700 м — конвейерные подъемы (месторождения пологого и наклонного
падения) [25].
§ 81. Шаг вскрытия и углубка стволов
Шаг вскрытия. Для месторождений небольшой (до 300 м) и средней глубин
(от 300 до 1,6 км) залегания рудных тел величина шага вскрытия в ряде случаев
не имеет значения и такие месторождения, как правило, вскрываютси в один
этап. Шахтные ноля, рудные тела в которых залегают на глубине 1,6—2,5 км
п свыше, определяют ие только число этапов (ступеней) вскрытия, ио и число
шагов вскрытия в каждой ступени, а также периодичность проектирования раз-
работки месторождения.
Величина шага вскрытия по практическим данным колеблется от 400 до
1000 м, шага углубки — от 100 до 400 м.
Углубка стволов. В зависимости от направления движения забоя углубку
стволов производят сверху вниз, снизу вверх и комбинированным способом —
сочетанием первых двух. Наибольшее распространение получил способ углубки
стволов сверху вниз и в зависимости от места установки подъемной машины
и разгрузки породы осуществляется по схемам:
схема I — подъемная машина установлена на поверхности, разгрузка по-
роды производится на поверхности;
схема II — подъемная машина установлена иа поверхности, вентиляционном
или рабочем горизонте, порода разгружается иа рабочем или вентиляционном
горизонте;
схема III — подъемная машина установлена иа поверхности или на каком-
либо горизонте, порода разгружается на углубочном горизонте и выдается по
наклонному ходку (уклону) или слепому стволу на рабочий горизонт (как ва-
риант — к ранее пройденному стволу);
схема IV — комбинированный способ' снизу вверх проходится гезенк или
скважина, затем ствол сверху вниз расширяется до проектных размеров.
Углубку стволов по схеме I применяют1 для стволов, имеющих в сечении
специальное углубочное отделение для пропуска проходческой бадьи; для ство-
лов, в которых по условиям эксплуатации имеется возможность заменить один
из постоянных подъемных сосудов бадьей, а второй — сосудом большой емкости;
Для стволов, в сечении которых располагается несколько сосудов с независимыми
подъемами и один из них можно использовать для навески проходческой бадьи;
если все сечение ствола по условиям эксплуатации можно использовать для
Улубки при возможности размещения на поверхности временной подъемной
"ашины или использования постоянной. Схема рекомендуется для стволов с иа-
'•атьной глубиной до 500 м Шаг углубки неограниченный.
7 П/р В. А. Гребенюка и др. 193
Углубку стволов по схеме II применяют для скипо-клетевых стволов при
работе клетевого подъема до вентиляционного горизонта и скипового — до рабо-
чего; для скиповых стволов при двухгоризонтной выдаче полезного ископаемою;
если по условиям эксплуатации постоянный сосуд можно заменить бадьей, а на
вентиляционном пли рабочем горизонте есть место для приема породы и спуска
крепежных материалов По схеме II рекомендуется производить углубку при на-
чальной глубине стволов более 500 м. Шаг углубкп неограниченный.
Углубка стволов по схеме III применяется в тех условиях, когда не представ-
ляется возможным применять схемы I и II.
Углубку ствола по схеме IV осуществляют, когда работы, связанные с экс-
плуатацией шахты, не позволяют углублять ствол сверху вниз, а подготавливае-
мый горизонт вскрывается другим стволом или уклоном. Данную схему можно
применять только в крепких устойчивых и достаточно сухих породах. Шаг уг-
лубки ограничивается 100—150 м.
§ 82. Число этажей в шаге вскрытия
Число этажей в шаге вскрытия достигает семи. Концентрационный горизонт
устанавливается через 2—6 этажей. Оптимальный шаг проходки рудоподъемного
ствола прн средних условиих залегания месторождения должен обеспечивать
вскрытие не менее 4—6 этажей высотой 75—80 м.
Величина шага вскрытия, углубки и число вскрываемых этажей имеют
важное экономическое значение в смысле избежания излишних затрат на вскры-
тие, разведку и переподъем воды и пр.
ГЛАВА 4
КЛАССИФИКАЦИЯ СПОСОБОВ ВСКРЫТИЯ
И ПРИМЕРЫ ИЗ ПРАКТИКИ
§ 83. Выработки вскрытия
Выработки вскрытия подразделяются на основные, имеющие выход па
поверхность, и подземные, не имеющие выхода на поверхность.
Расположение вскрывающих выработок относительно месторождения может
быть по месторождению, в породах лежачего или висячего боков, в центре и па
фланге.
Вскрытие основных, концентрационных и промежуточных горизонтов, как
правило, осуществляется этажными квершлагами. При горизонтальном залега-
нии месторождения вскрытие может быть без квершлагов (при пересечении ме-
сторождения стволом).
Шахтные стволы разделяются по основному назначению- рудоподъемные,'
породоподъемные, воздухоподающие, вентиляционные, вспомогательные (для
спуска и подъема людей, оборудования, материалов, подачи закладки в рудник).
Воздухоподающие стволы оборудуются, как правило, только установкой для
спуска крупногабаритного оборудования (электровозы, вагоны, самоходное
оборудование, дробнлкп и др ).
§ 84. Методы и способы вскрытия
Метод вскрытия рудных месторождений включает в себя основные параметры
вскрытня, которые рассматриваются с учетом основных параметров рудника »
факторов, влияющих на выбор схемы и способа вскрытия. Кроме того, учиты-
вается: место заложения концентрационных горизонтов, горизонтов для располо-
жения подземных бункеров (н их емкостей), дробильных и водоотливных уста-
новок и водосборников, выбор последовательности развития горных работ л°
проведению основных откаточных выработок. Исходя из горнотехнических усло-
вий залегания месторождения, запасов и ценности руды, производственно'
194
мощности рудника, глубины разработки, условий труда (температура, запылен-
ность, влажность) и принимаемого режима работы рудника, определяют: число
и оснащенность рудоподъемных, вспомогательных и вентиляционных стволов
шахт, расположение их относительно рудного тела; последовательность вскрытия
совместно залегающих рудных тел; независимое вскрытие каждого рудного
тела самостоятельной выработкой; совместное вскрытие всех рудных тел общей
главной выработкой, смешанное вскрытие отдельных рудных тел самостоятель-
ными выработками.
Рациональный способ вскрытия должен удовлетворять следующим тре-
бованиям1 обеспечивать безопасность труда п благоприятные физиологические
условия для работающих как при проведении горных выработок, так и в период
разработки месторождения; быть наиболее экономичным по капитальным затра-
там, эксплуатационным расходам и обеспечивать полноту выемки запасов руды,
необходимые темпы вскрытия и интенсивность отработкн месторождения.
Рациональный способ вскрытия выбирается из вариантов, приемлемых для
данного шахтного поля, иа основе технико-экономического сравнения.
§ 85. Классификация способов вскрытия
Вскрытие шахтных нолей (месторождений), разрабатываемых подземным
и комбинированным открыто-подземным способами, целесообразно рассматри-
вать раздельно (табл. IV.9 и IV. 10).
Таблица IV.9
Классификация схем совместного вскрытия карьерного и шахтного полей
при комбинированной разработке месторождений
Группа Схема всирытня
Первая—с транспортированием гор- ной массы из карьера и шахты Вертикальными стволами общего на- значения (для выдачи всей горной мас- сы из карьера и шахты)
пр общим карьерным выработкам (траншеям) Наклонными (конвейерными) стволами общего назначения (для выдачи всей горной массы из карьера и шахты)
по общим подземным выработкам Штольнями с конвейерным или желез- нодорожным транспортом (для выдачи горной массы из карьера и шахты)
Вторая — с частичным транспортиро- ванием горной массы Крутыми траншеями и вертикальным стволом в контуре карьера
по общим карьерным выработкам Крутыми траншеями и наклонным (конвейерным) стволом в контуре карь- ера Крутыми траншеями и штольнями для пыдачи горной массы из карьера
Третья — раздельным транспортирова- н,)ем горной массы из карьера и Шахтного поля С раздельной выдачей горной массы из карьера и шахты по соответствую- щим схемам
195
Таблица IV. 10
Классификация способов вскрытия при подземной разработке месторождений
Порядковый номер способа. ' Расположение выработки вскрытия относительно шахтного поля (месторождения) Особенности выбора Основные параметры
Рудоподъемные выработки имеющих выход не имеющих выхода иа поверхность на поверхность и применения способа вскрытия, особенности выбора
I. Одноступенчатое вскрытие (шахтное поле неглубокое и средней глубины)
1. Вертикальный ствол шахты Вертикальный ₽ рудо- подъемный! ствол — в - породах лежачего и ви- сячего боков; на флан- ге; пересекает месторо- ждение Квершлаг — одни иа всю глубину разработки (безэтажная разработ- ка); этажные — проме- жуточные, основные и концентрационные го- ризонты По основным параметрам рудника и факторам, влияющим иа вскрытие; ограничения — необходи- мость расположения за зоной сдвижения По годовой мощности шахты, применяемой тех- ники и технологии, опре- деляется сечение, число стволов и их специали- зация, а также руддворы, бункера и другие камер- ные выработки Устанавливаются про- межуточные, основные и концентрационные гори- зонты Размер шахтного поля, обьем вскрываемых за- пасов Высота этажа — в зави- симое ти от способа вскрытия и подготовки этажа Шаг вскрытия для не- глубоких шахт принима- ют равным глубине шахт- ного поля, для средней глубины — обосновыва- ют расчетом Число этажей в шаге вскрытия определяют расчетом
2. Прямолинейный наклонный ствол Прямолинейный на- клонный рудоподъем- ный ствол — в породах лежачего бока; па флан- ге; в покрывающих по- родах (горизонтально залегающих месторож- \ деннй') Квершлаг — один иа всю глубину разработ- ки (безэтажная , разра- ботка); этажные — до основных и концентра- ционных горизонтов То же То же Ограничения в приме- нении прямолинейного наклонного рудоподъ- емного ствола
3. Ломаный наклон-
ный ствол
Ломаный наклонный
рудоподъемный ствол
во вмещающих породах
Спиральная
работка
вы-
Штольня
Спиральиая рудоподъ-
емная выработка во вме-
щающих породах, глав-
ным образом изометри-
ческих рудных тел (по
форме)
Штольня — по месторо-
ждению, в породах ле-
жачего или висячего бо-
ка
Для высокогорных мес-
торождений особое вни-
мание обращается иа по-
верхностный транспорт
руды, механическую до-
ставку горнорабочих к
месту работы и высот-
ные отметки заложения
штольни
По производственной
мощности определяется
сечение штольни и тип
транспорта
Высота этажа устанав-
ливается в зависимости
от применяемых систем
разработок
II. Многоступенчатое вскрытие — комбинированные способы
(шахтное поле средней глубины, глубокое и сверхглубокое)
6. Вертикальный
ствол с поверхно-
сти и слепой ствол
Вертикальный рудо-
подъемный ствол — в
породах лежачего или
висячего боков и на
фланге
Слепой рудоподъемный
ствол — вертикальный,
наклонный прямоли-
нейный, ломаный или
спиральная рудоподъ-
емная выработка
То же, что в способе 1
Устанавливают число
ступеней вскрытия и шаг
вскрытия в каждой сту-
пени
Остальное то же, что в
способе 1
Порядковый номер способа. Рудоподъемные выработки Расположение выработки вскрытия относительно шахтного поля (месторождения)
имеющих выход на поверхность не имеющих выхода на поверхность
6. Вертикальный ствол с поверхно- сти и слепой ствол Вертикальный рудо- подъемный ствол — в породах лежачего или висячего боков и на фланге Спелые рудоподъемные стволы проходят с кон- центрированных или ос- новных горизонтов до соответствующих ниж- них горизонтов. На ю- рнзонтах перехода иа следующую ступень вскрытня предусматри- вают резервные емкости под руду
7. Прямолинейный или ломаный нак- лонный ствол или спиральная выра- ботка с поверхно- сти и слепой вер- тикальный ствол шахты на глубине То же, что в способах 2, 3 и 4 Степой вертикальный рудоподъемный ствол Квершлаги этажные на промежуточные, основ- ные и концентрацион- ные горизонты
8. Штольня и слепой вертикальный, на- клонный прямо- линейный, лома- ный ствол или спи- ральная выработ- ка на глубине То же, что в способе 5 То же, что в способе b
Окончание табл. IV. 10
Особенности выбора
н применения способа
Основные параметры
вскрытия, особенности
выбора
То же, что в способе I
Устанавливают число
ступеней вскрытия н
шаг вскрытня в каждой
ступени
Остальное то же, чго в
способе I
То же, что в способах 1,2 То же
То же
§ 86. Практика вскрытия месторождений
Одноступенчатое вскрытие вертикальным рудоподъемным стволом шахты
Крутопадающее месторождение представлено несколькими рудными телами
линзообразной формы, имеющими мощность от 3—5 до 120 м и распространя-
ющимися па глубину 900 м, а по простиранию — до 800 м. Руды неустойчивые.
Месторождение вскрыто пятью вертикальными стволами круглой формы
одной ступенью на глубину 980 м с различным шагом вскрытия но каждому
стволу в зависимости от его назначения (рис. IV. 13).
Главный рудоподъемный ствол глубиной 980 м, диаметром 5 м и главный
воздухоподающий ствол глубиной 676 м, диаметром 6,5 м, предназначенные для
спуска—подъема рабочих, материалов и оборудования, имеют центральное рас-
положение. Воздухоподающий ствол глубиной 774 м, диаметром 5 м, предназна-
ченный для подачи по трубопроводам бетонной смесн для закладки, расположен
на северном фланге месторождения, а воздуховыдачные стволы глубиной 773 м
(диаметр 6 м) и 876 м (диаметр 5 м) заложены на юго-западном Ллангс месторо-
ждения Все стволы располагаются в лежачем боку месторождения за пределами
углов сдвижения пород, которые приняты, по лежачему и висячему бокам 70°,
но простиранию 80° и в наносах 55°.
Для вскрытия новой залежи за пределами угла сдвижения пород проекти-
руется слепой ствол с 12 до 17 горизонта на глубины 280 м (диаметр 5,5 м).
Этот ствол предназначен для подачи свежего воздуха, спуска—подъема
рабочих, материалов и оборудования, а также выдачи породы от проходческих
работ.
Руда, добытая из повой залежи, будет транспортироваться к разгрузочным
камерам и по системам рудоспусков поступать в рудные дозаторы для загрузки
скипов н выдаваться по скиповому стволу. Все стволы закреплены железобетоном
толщиной 250—300 мм.
Подготовка месторождения осуществлена полсвымн этажными штреками по
кольцевой схеме с высотой этажа 50 м и системой рудных и породных рудоспу-
сков, разгрузочно-перепускных камер, рудных и породных дозаторов с кон-
вейерной выработкой. Системы разработки — этажно-камерная и слоевая вы-
емка с закладкой.
Вскрытие прямолинейным наклонным рудоподъемным стволом — (рудник
им. Кирова).
Руда представлена тремя типами — мартитовыми, гидрогематито-мартпто-
выми и гидрогематитовыми.
На руднике пройдены два наклонных рудовыдачных конвейерных ствола
длиной по 3 км, под углом 16° (рис. IV 14).
Вспомогательные и вентиляционные вертикальные стволы расположены
вне зоны сдвижения вмещающих пород.
Конвейерные рудоподъемные стволы сечением в свет)' 18 м2 пройдены парал-
лельно друг другу на незначительном расстоянии.
В стволах смонтированы ленточные конвейеры н проложены рельсовые пути
для фуникулеров, предназначенных для хозяйственных и вспомогательных
целей.
Конвейерная установка имеет шесть ставов длиной 500 м каждый, с шириной
ленты 2000 мм и скоростью движения 3,15 м/с.
Производительность конвейерной установки 5000 т/ч или 30 млн. т руды
в год.
Согласно проекту, выполненному институтом Крнвбасснроект, отбитая
РУДа из очнетных блоков рудников нм. Дзержинского, им. Кирова, им. К. Либк-
нехта и других рудников транспортируется к подземным капитальным рудо-
спускам, по ним перепускается к дробнлыю-перегрузочным комплексам наклон-
ных конвейерных стволов рудника им. Кирова. Затем дробленная до 100—150 мм
Руда загружается питателями на ленточные конвейеры и выдается единым пото-
ком по наклонным стволам в приемные бункера рудопод) отовительпого ком-
плекса.
Вскрытне наклоннымн рудоподъемными конвейерными стволами позволяет
Производить дальнейшую концентрацию горных работ за счет объединения ие-
199
Рис. IV. (3. Схема
вскрытии вертикаль-
ными (1—в) ствола-
7 — слепая залежь;
9 — разгрузочно-пе-
репускные камеры;
9 — РУДиая дозатор-
ная; 10 — рудоспус-
ки; 11 — породоспуск,
12 — лифтовой подъ-
емник; 13 — насосная
камера; 14 — камера
зумпфового водоот-
Рис. IV. 14. Схема вскрытия иа руднике им. Кирова (Криворожский бассейн):
1 — вертикальный ствол шахты <Лртем № I»: 2 — подземный капитальный рудоспуск; 3 — подземный дробплыю перегрузочный комплекс-
4 — наклонные конвейерные рудоподъемные стволы
6Б2
Гор 723м
Рис. IV. 15. (хема вскрытия и выдачи руды иа поверхность на руднике «Эррингтон»
(Канада):
/ — наклонный рудоподъемный ствол; 2 — конвейерная устаиояка для выдачи руды;
3 — подземный дробильно-перегрузочный комплекс; 4 — вспомогательно-вентиляцион-
ный ствол; 5 — наклонная Галерея
скольких шахтных полей в одно рудничное поле с длиной более 7,5 км и органи-
зовать крупный рудник с годовой производственной мощностью 30 млн. т.
Вскрытие ломаным наклонным рудоподъемным стволом (железный рудник
Эрринггон»).
Месторождение представлено крутопадающей железорудной залежью мощ-
ностью от 30 до 90 м. Глубина се распространения более 700 м. Рудное тело за-
легает нод дном осушенного горного озера с весьма крутыми берегами, неровным
Рис. IV. 1в. Схемы (а, б) покрытия спиральной выработкой:
1 — прямолинейный участок рудовыдачной выработки; 2 — спиральные выработки; 3 —
этажные квершлаги; 4 — этажные штреки; 5 — этажный штрек в проходке: б — обрушен-
ные породы
5
дном н рельефом местности, чрезвычайно неблагоприятным для закладкн верти-
кальных рудоподъемных стволов н размещения промышленной площадки, подъ-
ездных путей вблизи месторождения. В связи с этим вскрытие месторождения
осуществлено вертикальным вспомогательно-вентиляционным стволом с острова
осушенного озера на глубину 360 м и наклонным ломаным стволом, оборудован-
ным системой конвейерных установок для выдачи руды на поверхность с глубины
более 350 м (рис. IV. 15). Годовая производственная мощность рудника
2,5 млн. т.
Месторождение разрабатывается системой этажного самообрушения. В очист-
ных блоках руда крупностью до 600 мм скреперными установками с приводом
мощностью 92—100 кВт доставляется по выработкам горизонта выпуска и за-
гружается в вагонетки с кузовом емкостью 5,7 м3. Затем электровозными соста-
вами транспортируется к эгажным рудоспускам и в них разгружается. Из рудо-
спусков руда поступает в приемные бункера подземных дробильно-перегрузоч-
203
I I Свежая струя
Y-7//A Исходящая струя
IWfl Руда и порода
НН Клети и слипы в стволе
Характеристика нодьемиых установок
Ствол Назначение <3 я я li
Главный вертикаль- Спуск—подъем 4,9X1,8 3360
нын ствол людей и материа- лов Выдача руды 4,3X1,6 5970
Вспомогательно-вен- тиляционный ствол Общее 4,ЗХ 1,8 2610
Главный слепой вер- Спуск—подъем 4.3Х 1,8 2610
тикальный ствол людей н материа- лов. Выдача руды
Вспомогательно-вен- тиляционный ствол (слепой) Общее 4,3X1,8 2610
Таблица IV 11
4 i! И I £x Подъемный сосуд Грузоподъем- ность подъемного сосуда I ( Si й sis
28 1620 Трехэтажная клеть 50 человек в эта- же, 18 т 15,2 250
45 1620
22 1620 Трехэтажная клеть 24 человека в этаже, 18 т 15,2 45
15 910 Двухэтажная клеть 50 человек в эта- же, 14 т 15,2 250
17 910 Двухэтажная клеть 24 человека в этаже, 9 т 15,2 45
Рис. IV. 10. Комбинированное вскры-
тие — верхних горизонтов вертикаль-
ным рудоподъемным стволом, нижних —
ломаным наклонным рудоподъемным
стволом:
1 — вертикальный рудоподъемный
ствол; 2 — ломаный наклонный рудо-
подъемный ствол с конвейерной уста-
новкой. 3 — рудоперёпуск; 1 — дро-
бнлыю-перегруэочный комплекс
ных комплексов, сооружаемых над ниж-
ней частью наклонных конвейерных
выработок.
В подземных камерах смонтированы
щековые дробнлкн с приемным отвер-
стием 915Х 1066 мм и разгрузочным 150—
200 мм. Их производительность — 350—
400 т/ч.
Из приемных бункеров руда питате-
лями подается в дробилки. Дробленная
до 150—200 мм руда поступает на ленточ-
ные конвейеры и транспортируется на
поверхность.
Наклонные выработки пройдены в по-
родах под углом 11—16° и закреплены
металлической крепью. Часть конвейер-
ной установки — от устья наклонного
ствола до поверхностных железнодорож-
ных бункеров — смонтирована в крытой
наклонной галерее.
В наклонных выработках и галерее
установлена система конвейеров, обору-
дованных резиновой лентой шириной 914
н 1067 мм со скоростью движения 2,03 м/с.
Общая протяженность конвейерных
установок составляет около 1300 м.
Вертикальная высота подъема руды—
352 м. Конвейерная система имеет про-
изводительность 400 т/ч.
Вскрытие спиральной рудоподъемной
выработкой целесообразно в случае
столбообразных, штокообразных и пологих рудных тел, залегающих в устойчи-
вых породах на небольшом расстоянии от поверхности.
Спиральные наклонные рудовыдачные выработки проходят в виде витков
во вмещающих породах вокруг рудного тела (рис. IV. 16, а) или иа некотором
удалении от пего (рис. IV. 16, б). Такое вскрытие дает возможность производить
разработку и выдачу руды самоходными транспортными средствами одновре-
менно с нескольких горизонтов. С подошвы очистных камер отбитая руда гру-
зится в автосамосвалы илн ногрузочно-доставочные машины и транспортируется
ими по выработкам основных горизонтов к винтовому спуско-подъемнику, затем
по нему выдается на поверхность. Доставка в рудник и из него людей, оборудо-
вания и материалов производится также самоходными транспортными средствами.
Вскрытие штольней в лежачем боку месторождения (рис. IV. 17) При опре-
делении высотной отметки штольни необходимо учитывать не только уровень
подъема воды в период паводков, но н характер селей.
Штольни желательно закладывать в широких частях речных долин.
В зависимости от срока службы порталы шголен представляют простейшие
деревянные щиты с незакрепленным входом и отсутствием ворот в штольню
(рис. IV 17, б) пли архитектурно оформленные подпорные стенки, поддержива-
ющие лобовой откос склона горы н отводящие воду (рнс IV. 17, в). Оголовками
штольни оформляются в тех случаях, когда лобовой и боковой откосы достаточно
устойчивы и закрепления их не требуется.
Многоступенчатое вскрытие вертикальным рудоподъемным стволом шахты
с поверхности и слепым стволом па глубине (глубокая шахта со ступенчатым
подъемом в ЮАР).
Золотоносная залежь диаметром около 4900 м содержит руду с промышлен-
ным содержанием металла. Срок службы шахты более 30 лет.
Ввиду большой глубины залегания золотоносного пласта и необходимости
обеспечить высокую производительность наиболее благоприятное экономическое
решение достигается путем применения ступенчатого подъема.
206
9 ф
Система вскрытия состоит из двух стволов одинакового диаметра, располо-
женных на расстоянии 76 м друг от друга (рис. IV. 18) Один ствол делится на два
отделения при помощи бетонной перемычки. Предложенная схема расположения
допускает углубление сдвоенных стволов до конечной глубины без перерыва
в работе, а также позволяет производить оборудование двух стволов по последо-
вательной системе с высотой подъема 1520 и 910 м.
Типы подъемных устройств, удовлетворяющих условиям углубки стволов
и максимальной производительности, приведены в табл. IV 11
Количество людей, которые должны быть спущены и подняты в каждую
утреннюю и вечернюю смены, составляет примерно 6000 человек. Проектируемые
установки выполняют операции спуска—подъема за 1,5 часа.
Количество воздуха, необходимое для обеспечения хороших условий работы,
определяется из расчета 0,2 мя/мип па 1 т месячной добычи. Это соотношение уста-
новлено на основании опыта, полученного при разработке золотоносного пласта
па шахтах компании «Вааль Рифе».
Исходя из этого, теоретически требуемое количество воздуха при отсут-
ствии охлаждения составляет около 50 тыс. м’/мии.
Вскрытие и подготовка нижних горизонтов разрабатываемой мощной круто-
падающей залежи слепым, ломаным, наклонным, рудоподъемным стволами, обо-
рудованными конвейерами (рис. IV. 19) Руда в очистных блоках загружается
в транспортные средства и доставляется к рудоспускам, соединенным с прием-
ными бункерами подземных дробильно-перегрузочных комплексов Затем дробле-
ная руда из-под дробилок грузится на конвейерную установку и выдается по ло-
маному рудоподъемному стволу к дозаторной вертикального подъемного ствола.
Вскрытие при совмещении открытых и подземных работ (рис. IV.20).
Месторождение представлено пятью рудными залежами общим простиранием
более 3 км. Вмещающие породы и руды достаточно устойчивы. Рудные тела зале-
гают иа глубине от 74 до 542 м. Богатые залежи, расположенные па значительной
глубине, отрабатываются ’подземным способом; верхние, более бедные руды, —
карьером, предельная глубина которого 380 м.
В практике горно-обогатительного комбината использовано несколько
технологических особенностей, свойственных комбинированному способу раз-
работки. К ним относится одновременное ведение горно-капитальных работ
в карьере и подземном руднике, что позволило сократить сроки его строительства
и освоения проектной мощности Использование комплекса подземных выработок
в целях дренажа карьерного поля и сокращения водоотлива из карьера позво-
лило снизить затраты и улучшить условия труда.
ГЛАВА 5
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЕ СРАВНЕНИЕ СХЕМ
И СПОСОБОВ ВСКРЫТИЯ
Технико-экономическое сравнение необходимо, когда для вскрытия место-
рождения может быть применено несколько схем
Наиболее экономически эффективный вариант выбирается методом сравне-
ния затрат, приходящихся на 1 т руды, по статьям, отличающимся для сравни-
ваемых схем вскрытия [2]
г-г X“P (IV.43)
С - Ст т м ,
где С — суммарные сравниваемые затраты па 1 т руды, руб.; Ст — учитываемая
часть себестоимости 1 т руды по сравниваемым вариантам, руб ; Кир — учиты-
ваемые капитальные вложения по сравниваемым вариантам, приведенные к од-
ному периоду времени, млн руб.; А — годовая производственная мощность руд-
ника (шахты), млн. т, t — нормативный срок окупаемости капитальных вложе-
ний, величина, обратная нормативному коэффициенту экономической эффектив-
ности капитальных вложений Е — 0,15, т. с / — ==» 7 лет.
208
Приведенные капитальные вложения
Kap = Ki или Кир = , (IV.44)
где К — действительные капитальные вложения, млн. руб ; i — коэффициент
приведения капитальных вложений к последнему году строительства рудника
(началу расчетного юда). Затраты н результаты, осуществляемые и получаемые
до начала расчетного года, умножаются иа коэффициент приведения, а после
начала расчетного года делятся иа этот коэффициент. Приведение разновремен-
ных затрат и результатов производства используется только в расчетах годового
экономического эффекта
i=^+_L.^p, (IV.45)
где Тр — срок разновременности капитальных вложений, равный сроку строи-
тельства рудника (лет), т. е. число лет, отделяющее затраты и результаты дан-
ного года от начала расчетного года.
По формуле (IV.43) для каждого варианта вскрытня определяются суммарные
сравниваемые затраты на 1 т руды.
При выборе схемы вскрытия рудных месторождений вертикальными и на-
клонными стволами А. С Воронюк (251 рекомендует учитывать часть затрат на
себестоимость и приведенных капитальных вложений на 1) проведение рудо-
подъемных стволов; 2) проведение откаточных квершлагов; 3) поддержание рудо-
подъемных стволов и откаточных квершлагов; 4) подъем руды по стволам и амор-
тизацию оборудования; 5) транспортирование руды по квершлагам; 6) сооружение
башенных копров; 7) капитальный ремонт башенных копров; 8) приобретение
оборудования подъемных средств. По каждому нз этих видов работ необходимо
определить объемы, а затем затраты по рассматриваемым вариантам вскрытия.
Стоимость сооружения околоствольиых дворов и подземных дробильно-
перегрузочных комплексов для схем вскрытня наклонными конвейерными и
вертикальными скиповыми стволами отличается незначительно.
При выполнении технико-экономического сравнения соблюдается следу-
ющая Последовательность: после установления экономической целесообразности
разработки месторождения применительно к рассматриваемому шахтному полю
выбираются варианты наиболее целесообразных схем вскрытия; иа планах и
разрезах шахтного ноля вычерчивают эскизы сравниваемых вариантов и для
каждого из них составляют перечень, тип и характеристику основных вскры-
вающих выработок и видов работ значительно отличающихся и влияющих иа
себестоимость и капитальные вложения применительно к пунктам (1—8) и фор-
мулам (IV. 17, IV. 18, IV. 19, IV.20).
Устанавливаются объем работ и их стоимость по каждому варианту: сравне-
нием затрат по вариантам вскрытия определяют экономически эффективный
вариант, который обеспечивает
C = Cr + -^-=m1n (IV.46)
нли
3, = А',- (Kt пр. Ci Пр) = min. (IV.47)
К капитальным вложениям на горно-капитальные и строительные работы
Прибавляются сопутствующие затраты и расходы в размере 20 % от их стоимости
на удорожание работ в зимнее время, поддержание и ремонт выработок в период
строительства рудника, стоимость временных зданий и сооружений, содержание
Дирекции строящегося рудника, непредвиденные и неучтенные расходы, которые
в проектах обычно учитываются отдельно в сводной смете.
При экономическом сравнении используются способы: статистический,
прямых расчетов, деления затрат и расходов иа группы и метод вариантов.
209
Фактические или сметные затраты на проходку капитальных
Рудник, объединение Наименование выработок Сечение в про* ходке (в свету) Вид крепле-
1 Иртышский полиметал- лический комбинат. Вер- тикальный ствол шахты «Иртышская». Козффи- циеит крепости пород по Протодьяконову 10—16 Около 35 м2 в проходке Бетонное, без временной крепи
2 Соколовско-Сарбанскни ГОК Строительство под- земных дренажных сис- тем Вертикальные ство- Ю-2 вспомогательный Диаметр в све- ту — 5 м Диаметр в свету — 7м Чугунными н железобетон- ными тюбин- гами То же
Ю-1 южный северный Диаметр в све- >
юрных выработок
Таблица IV 12
Способ про- ходки и основ- ное оборудо- Глубина или длина проход- ки. м
Буровзрывной С глубины 207
ПР ЗОВ до глубины
Уборка — КС-2у/40 Подъем — БМ-2500, в бадье — Б ПС-1,5 664,7
До глубины 115 м с замо- раживанием, ниже — буро- взрывным способом 146,0
» 161,4
261,0
240,3
» 165,7
Стоимость 1 м Источник ин- формации
2000-2250 руб за 1 м готово- го ствола «Цветная ме- таллургия», 1980 г , № 2
«Шахтное стро- ительство», 1978 г , № 9
Средняя стоимость 1 м—2770 руб »
3 Бурение скважин боль- шого диаметра шахта «Вергелевская» (Кадиев- уголь) Вентиляционный Диаметр в свету — 2,6 м
4 Скоростная проходка ствола шахты «Первомай- ская» № 2 /Кривбасс- шахтопроходка) Диаметр в све- ту 7,5 м Монолитный бетон марки М-150
5 Шахта «Севере-Песчан- ская». Откаточный штрек (Урал) Сечение в проходке 13,6 м2 -
6 Первомайский рудник Кривбасса Автотранс- портный уклон (по проек- ту Кривбасспроскта) Сечение — 18,5 м2, угол наклона — 10° Бетонное, мо- нолитное 150 мм
7 Зыряиовскнй свинцовый комбинат. Ствол шахты Сечение в про- ходке 36,8 м2 Бетонное мо- нолитное
«Центральная» до 14 го- 300 мм
ризонта. Коэффициент
крепости пород по Про-
— тодьякоиову 8—10
Бурением на 370,0 1900 руб. за «Шахтное стро-
полное сече- 1 м готового ительство».
НИС ствола 1977, № 8
Бурение
ПР-25
ИЗО
Сметная стои-
мость 1 м —
2113 руб. При
скоростной —
1179 руб
«Шахтное
строительство»,
1977, № 7
Скоростная 761,3 Себестоимость «Горный жур-
проходи а (пройдено в октябре 1971 г.) 1 м3 снижена с 40 до 26 руб нал», 1975, №1
Предназначен
для доставки
людей, мате-
риалов и обо-
рудования
С поверхности
до горизонта
780 м
Иа сооруже-
ния и горные
выработки око-
ло 68 руб. за
«Горный жур-
нал», 1977, № 3
Общий объем
по стволу
2654 м3
Стоимость
1 .м’ ствола
91,92 руб.
Статистический способ определения основывается на фактических и проект-
ных данных. Этим способом определяются затраты иа проведение рудоподъемных
стволов и сооружение башенных копров.
Затраты на проведение рудоподъемных стволов устанавливаются по сечению
стволов и их глубине (длине); определяется объем работы, а по взятому аналогу
стоимости проведения 1 м3 или 1 м ствола (соответственно наклонного и вертикаль-
ного) устанавливаются общие затраты иа нх проведение, деление которых на
извлекаемые запасы руды в шахтном поле дает себестоимость в сравниваемых
затратах на 1 т руды.
Стоимостные показатели по выработкам вскрытня приведены в таблицах
IV. 12, IV. 13, IV. 14 и IV. 15
Затраты иа сооружение башенных копров определяются по проектным и
фактическим данным и составляют от сотен тысяч до 4 млн руб. и более в зави-
симости от годовой производственной мощности и других факторов.
Способ прямых расчетов применяется для установления укрупненных пока-
зателей. Для этого последовательно устанавливают объем, а затем и затраты
сравниваемых видов работ в зависимости от геологических и горнотехнических
факторов. Этим способом определяют расходы на поддержание рудоподъемных
стволов и откаточных квершлагов с отнесением па 1 т руды.
Способ деления затрат и расходов на группы. Все виды затрат и расходов
•делятся иа группы, зависящие от определенных факторов. Каждая нз этих групп
выражается в виде математической функции о г соответствующих факторов и все
эти функции суммируются. В результате получается общая математическая
зависимость исследуемой стоимостной величины от влияющих на нее факторов
(IV. 17, IV. 18, IV. 19 и 1V.20).
При методе вариантов принимают ряд значений переменных величии и под-
считывают для каждой из них объем и отдельные пиды затрат. Полученные ре-
зультаты путем соответствующей обработки представляются в виде эмпириче-
ских формул. Этим методом определяют объем и затраты на проведение откаточ-
ных квершлагов.
Расчетные формулы для сравнения и выбора схем вскрытия, в которых
стоимостные и экономические показатели приняты для условий юга и центра
европейской части СССР, приведены по работе [25].
1. Затраты на проведение 1 м горизонтальной выработки в породах с f =
= 10—14 иа приобретение и монтаж оборудования при конвейерном транспорте,
руб/.м:
Сг. в = 1550-1-0,315В, (IV 48)
где В — ширина конвейерной ленты, мм.
2. Стоимость подъема руды автосамосвалами по наклонным стволам, руб/т:
f. _ 1см (Сх + Сг) С9
а ЮООЛсм + Лсм ’
(IV. 49)
где /См =60 км — сменный пробег автосамосвала; Ct — стоимостный коэффи-
циент, выражающий расходы на 1000 км пробега но обслуживанию, ремонту
и восстановлению автомашин, руб.; С2 — то же, па горюче-смазочные материалы,
руб.; Сэ — расходы в смену па заработную плату шоферу, ежедневный уход за
автосамосвалом (табл. IV. 16); ЛСм — сменная производительность авгосамо-
свала, т,
А>м = -^, (IV.50)
где <7а — грузоподъемность одного самосвала, т; /.Тр — дальность транспорти-
рования, км.
212
Стоимость проходки 1 м наклонного сi вола, проходимою в крепких породах
с / = 10—14 (высота подъема 300 м)
Ствол Параметры оборудования Площадь попереч- ного сс-
ширина кэнвей- тип фуки- ЧИСЛО и диа- метр доотлив- иых труб сечение шннопро-
Конвейерный 1200 - — — 8,3
1400 - - - 9,2
1600 - - - 10,0
2000 - - - п.
Конвсйерпо-дренаж- но-вспомогательио- 1200 ВЛ-4-15 6/350 6Х 50 18,0
энергетический 1400 ВЛ-4-15 6'350 6X80 19,0
1600 ВЛ-4-18 6'350 6Х 100 21,8
2000 ВЛ-4-18 6'350 10X120 24,3
Производительность ствола проходки
даче РУДЫ» мли. т/год по спус- ку-подъ- ему ЛЮ- по по- даче электро- энергии,
5 — — — 405
10 - - - 440
20 - - - 462
30 - - - 540
5 270 3000 7,0 972
10 270 3000 13,5 1003
20 423 3000 27,5 1108
30 541 3000 41,0 1225
— Т а б л и u а IV. 14
* Параметры и стоимость проходки 1 м вертикальных стволов (высота подъема 300 м) [43]
Ствол Оборудование Диаметр Площадь поперечно- го сечения ствола» к2 Производительность tz 1 ih 8e-£ h| б о-a-
Скипы Клети Водоотлив- ные трубы 5 h * X н ii й off с ч j S,
| X В 5 1 1 1 |
Рудоподъемный 9,5 22,8 - - - - 5,5 6,0 23,8 29,2 6,0 14.5 — 1904
И,2 26,8 - - - - 6,0 6,6 28,3 34,2 7,0 17,3 - - 2058
17,0 40,8 - - - - 6,0 6,6 28,3 34.2 10,7 17,3 - - 2058
Рудоподъемно-дренаж- но-вспомогательный И.2 26,8 1540 4500 6 300 7,5 8,1 44,2 51,5 7,0 18,0 425 3000 2881
Дренажно-клетевой 17,0 40,8 1540 4500 6 300 7.5 8,1 44,2 51,5 10,7 18,0 425 3000 2881
- - 1440 3700 6 300 5,5 6,0 23,8 29,2 - 9,7 340 3000 1660
Дренажный - - - - 6 300 4,5 5,0 15,9 20,4 - 12,0 - 3000 1170
Таблица IV 15
Технико-экономические показатели для сравнения и выбора схем вскрытия
Наклонный ствол с выдачей руды
Показатели самосва- вейером И МОНО! ИСЧПЫМ канатом льсовой [аиатиой патами кальный РУДО- подъем-
1. Стоимость выемки 1 м?
породы при проходке,
руб/м3
2. То же, прн проходке
квершлага, руб/м3
3. Потребность объема ка-
мер и выработок на под-
земный дробильный ком-
плекс па 1 млн. т произ-
водственной мощности
рудника, м3
То же, зданий и цехов на
поверхности, м
4 Объем дробильных камер
40,0 75.0 75,0 75,0 75,0
40,0 40,0 40,0 40,0 40,0
— 1300,0 1300,0 1300,0 1300,0
Кд. к = 5,35- Вщ —2500, где — размер при-
емной щелн дробилки, мм
5 Капитальные затраты па
сооружение подземного
дробил ьно-сортировочпо-
го комплекса под рудо-
спуском Кд. с, тыс. руб.
6. Стоимость проведения и
крепления 1 м3 камер н
выработок подземного
др обильно! о комплекса,
руб/м3
То же, здании и цехов на
поверхности, руб/м3
Кд. с — 0,49-Лщ—90; с конусными дробилками
при одинаковой производительности капиталь-
ные затраты в 1,5—1,8 раза выше, чем при щеко-
вых
45,0 45,0 45,0 45,0
Таблица IV. 16
Числовые значения стоимостных величии
Грузоподъемность аотосамосвала, т С, С, С,
5 67,0 27,0 3,2
10 134,0 45,0 5.1
25 338,3 82,4 9.1
40 549,0 95,0 10,9
?15
3 Инвентарный парк автосамосвалов, единиц.
д. _ 108ЛХ11срХ„
а 3 ЗООЛсм
(IV.51)
где Кнер = 1.15 — коэффициент неравномерности работы автосамосвалов; Ки =
= 1.2 — коэффициент инвеитариости; 3 — число рабочих смей в сутки; 300 —
число рабочих дней в году.
4 Капитальные затраты иа приобретение и содержание автосамосвалов,
млн. руб.
Коб = (Ха + Кхр) Л/8. (IV.52)
где Ка — стоимость одного самосвала, млн. руб.; Кхр = (KiKjKsKJ — стои-
мость места стоянки одного автосамосвала, млн. руб (Кх = 1,05— коэффициент,
учитывающий мощность гаража; Кг = 1.1 — коэффициент учитывающий средне-
суточный пробег одного автосамосвала; К3 = 1,2— коэффициент, учитывающий
выполнение в гараже капитального ремонта; К4 = 1,2 — коэффициент, учитываю-
щий внеплощадочныс коммуникации, благоустройство); — число автосамо-
свалов.
Стоимость сооружения 1 км дороги наклонного ствола с цементно бетонным
покрытием при ширине проезжей части 7 м принимается 88 тыс. руб. и ее стоимость
изменяется на +9,7 % при увеличении (+) или уменьшении (—) ширины иа 1 м.
5. Суточная производительность подземной подвесной монорельсовой и мо-
иокаиатпой установки, т:
с бесконечным канатом
„ ЗбООлК
Рм = Я —j---
(IV.53)
с головным и хвостовым канатами
ЗбООп/f
(1V.54)
где <7 — грузоподъемность вагонетки, т; К = 1,2—1,5 — коэффициент неравно-
мерности; /в — интервал времени между вагонетками, с; п — время работы уста-
новки в течение суток, ч; t' — время на погрузку руды.
для однопутной установки
для двухпутной
t‘ ~ ~у + to +
где L — длина пути транспортирования монорельсовой установкой (от погрузоч-
ной станции до разгрузочной станции), м; V — скорость движения вагонетки, м/с;
/0 — потери времени иа торможение и пуск в ход установки при каждом цикле, с;
ti — время на погрузку руды в вагонетку, с; /2 — время иа разгрузку руды из
вагонетки, с (в случае разгрузки из вагонетки иа ходу /2 = 0).
6. Необходимая емкость подземных бункеров и капитальных рудоспусков
иа стыках отдельных процессов добычи, т/ч:
VaH = пР, (IV.55)
где п — время простоя рудника в часах из-за отсутствия аккумулирующих
емкостей, затрачиваемых иа ликвидацию неустранимых и непредвиденных ава-
рий и неполадок; Р — часовая производительность (т/ч или м3/ч) простаива:
ющих средств и механизмов, подземного транспорта, дробильно-перегрузочного
комплекса, шахтного подъема и других цехов.
Детальное технико-экономическое сравнение схем вскрытия и подготовки
производится проектной организацией на стадии технико-экономического обосно-
вания.
216
ГЛАВА 6
ПОДГОТОВКА ЗАПАСОВ ШАХТНОГО ПОЛЯ
Подготовительные выработки периодически нли непрерывно воспроизво-
дятся по мере движения фронта очистных работ. К ним относятся:
откаточные штреки и орты иа основных горизонтах; штреки и орты горизонта
доставки (скреперования, грохочения); вентиляционные штреки, обслужива-
ющие только одну очистную камеру или панель; рудоспуски между откаточным
горизонтом и горизонтом доставки (скреперования, грохочения); все блоковые
восстающие (за исключением разрезных, отрезных и т. д.), уклоны (материальные
восстающие для доставки оборудования в пределах блока, камеры или па-
нели).
Г о р изо н т — совокупность выработок, расположенных па одном уровне
и предназначенных для осуществления в процессе выемки полезного ископае-
мого определенных операций, необходимых для ведения горных работ.
Этажные горизонты разделяются по своему назначению, на основные, кон-
центрационные, промежуточные, рудоподъемные и вспомогательные.
Основной горизонт — транспортный горизонт, по которому руда транспор-
тируется к шахтному стволу.
Основной горизонт, на который перепускают руду с 3—4 этажей, принято
называть концентрационным горизонтом, чем подчеркивается возможность наи-
более эффективной механизацнн транспорта в связи с высокой его концентрацией
и длительным сроком службы горизонта — 8—10 лет и более. Но не только
этим определением характеризуете» концентрационный горизонт.
Вскрытие и подготовка концентрационными горизонтами, когда отработка
ведется одновременно на 3—4 и более этажах с перепуском руды по специальным
восстающим выработкам (рудоспускам) на концентрационные горизонты, позво-
ляет сосредоточить на них все вспомогательные службы и их соответствующие
устройства, оборудование и механизмы. Промежуточные горизонты имеют весьма
простую схему подготовки и незначительное число и объем камер, небольшую
протяженность подготовительных выработок. Наличие концентрационного го-
ризонта резко сокращает число эксплуатируемого оборудования и механизмов
подземного транспорта, пунктов механического дробления и перегрузки руды
н ряда вспомогательных служб (водоотлива, подземного ремонтного и складского
хозяйства, диспетчерской, медицинской, противопожарной и механической
служб), обслуживающего их персонала.
Промежуточный горизонт — горизонт, предназначенный для подготовки
этажа, проветривания блоков, транспортировки по нему материалов, оборудо-
вания, передвижения людей, по которому доставляют руду до рудоспусков,
расположенных в районе рудного тела, и перепускают ее на основной или кон-
центрационный горизонт.
Рудоподъемный горизонт — это горизонт стыковки ступеней подъема.
Вспомогательный горизонт — это горизонт вторичного дробления, грохо-
чения, скреперования, выпуска, подсечки н т. п.
Подготовкой шахтного поля называют разделение его на этажи проведением
откаточных штреков и ортов, а также разделение этажа иа блоки проведением
восстающих.
Блоком называется выемочный участок в пределах этажа, для отработки
которого применена в полном комплекте та или иная система разработки. Блок
характеризуется параметрами: длиной (по простиранию или вкрест простира-
ния), м; высотой, м; запасами, тыс. т, и объемом добычи, т/сут илн тыс. т/мес;
при разработке мощных месторождений — шириной, м, и направлением длинной
стороны (по простиранию или вкрест простирания)
Пологие и крутопадающие месторождения большой горизонтальной мощности
Делятся па панели.
При разработке крутопадающих месторождений большой горизонтальной
мощности (200—600 м) панелью называется часть шахтного поля шириной, рав-
ной размеру блока по простиранию, и длиной, равной горизонтальной мощности
Залежи
217
Высота этажа связана с его вскрытием и подготовкой, которая может быть
выполнена простым и комбинированными способами — транспортными съездами
и ярусным способом.
При простом способе подготовка блока начинается с откаточного горизонта
Такая схема подготовки более длительна по времени, так как до начала раз-
работки этажа необходимо вскрыть, сдренировать и подготовить на 70—80 %
откаточный горизонт, пройти в трех-пяти блоках несколько этажных восстающих,
разрезать из восстающих блоковые орты илн штреки, пройти приемные выра-
ботки и вентиляционные сбойки.
Способ вскрытия и подготовки этажей должен отвечать требованиям, созда-
вать условия для производительного труда рабочих, эффективного использования
горной техники, ее ремонта и замены, быть универсальным, т. е. пригодным для
отработки рудных тел с разными горно-геологическими условиями, обеспечивать
минимальные удельные капитальные затраты и себестоимость, а также возмож-
ность прогрессивного их снижения Этим требованиям наиболее полно отвечают
два способа: транспортными галереями и ярусный [98]
Подготовка транспортными галереями (см. рис. IV. 11) — разделение этажа
на подэтажи выемочными горизонтами, пройденными от наклонных и вспомога-
тельных галерей (съездов) для движения самоходного гориотрапспортного обо-
рудования и подачи свежего воздуха
Высота этажа определяется конструктивно и может составлять 200 м
и более.
При полном обеспечении самоходными горными и транспортными машинами,
а также техникой для проведения высоких восстающих бурением подготовка
месторождения включает проведение двух полевых откаточных штреков в лежа-
чем боку залежи с высотой этажа 235 м, подэтажа 45 м, главной наклонной выра-
боткой (галереей) с наклонными ответвлениями (съездами) иа каждый подэтаж
и рудоспусками. Для подготовки новых горизонтов проводится вспомогательный
ствол (см. рис. IV. II).
Подготовка ярусным способом (см. рис. IV. 12) — разделение этажа па ярусы
(полосы из нескольких подэтажей) промежуточными горизонтами, пройденными
от квершлагов шахтных стволов (слепых междуэтажных или с поверхности).
Высота этажа — 150—160 м, яруса — 40—50 м.
Ярусный способ применим при любом типе горного оборудования.
При ярусном способе высота этажа должна быть не менее 120—150 м, а удель-
ный расход откаточных выработок и сроки нахождения их в зоне влияния очист-
ных работ предельно сокращены. Каждый этаж по простиранию делится рудо-
спусками па блоки длиной 50—60 м и по падению — вспомогательными горизон-
тами па полосы илн ярусы высотой 40—50 м. Каждый ярус отрабатывается одним
или несколькими подэтажами в зависимости от угла падения залЛйей и принятой
системы разработки. Основной горизонт подготавливается по полевой штрековой
схеме — с размещением рудоспусков в штреках и по комбинированной схеме —
с приемом руды из верхнего яруса в рудоспуски, пройденные из нолевого штрека,
а из остальных ярусов — в рудоспуски или погрузочные выработки, располо-
женные в ортах. Возможность подготовки яруса ог слепой шахты позволяет
совмещать во времени отработку этого яруса с дальнейшими работами по вскры-
тию и подготовке нижней части этажа.
На рис. IV. 12 показана принципиальная схема вскрытия и подготовки этажа
высотой Нл и яруса Ля ярусным способом. Месторождение вскрыто двумя верти-
кальными скипоклетевымп стволами с общим околоствольным двором, располо-
женными в центре шахтного поля в лежачем боку. Один из стволов вспомога-
тельный, он имеет скиповую подъемную установку для выдачи пустых пород
при вскрытии новых горизонтов. На откаточном горизонте один или два квер-
шлага. Вблизи месторождения за зоной скалывания проходят слепой вспомога-
тельный ствол с клетевым подъемом глубиной иа 2—3 эгажа, предназначенный
для проведения на горизонте ярусов квершлагов и полевых штреков, для обслу-
живания этих горизонтов и подачи в них свежей струи воздуха Проходится
также штрек-коллектор посередине этажа в глубоком лежачем боку, соединяемый
иа флангах поля квершлагами с наклонными слепыми вентиляционными стволами
или с вертикальными стволами.
218
Слепой ствол диаметром 5—7 м обеспечивает поступление значительного
количества свежего воздуха иа промежуточные горизонты, а также спуск и подъем
крупногабаритного оборудования.
Ярусная схема дает возможность проводить выработки независимо от со-
стояния работ па основном горизонте Вертикальные или наклонные рудоспуски
проходят под горизонтальные выработки по мере готовности откаточных штреков
пли ортов
Другая особенность схемы — возможность организации интенсивного про-
ветривания очистных забоев. Свежая струя воздуха поступает в блоки по гори-
зонтальным выработкам иа ярусных горизонтах от слепой шахты в центре и через
лифтовые и другие восстающие с откаточных штреков — иа крыльях поля.
Исходящая струя воздуха удаляется из каждого блока по восстающим па его
флангах к штреку-коллектору.
Переход на ярусный способ вскрытия и подготовки этажей особенно целе-
сообразен па шахтах типа Криворожского бассейна, где наличие некрепких руд
и вмещающих пород, разбитых трещинами в приконтактной зоне, способствует
проявлению высокого горного давления в подготовительных, нарезных и очистных
выработках.
Оба способа имеют следующие общие положительные свойства:
возможность осушения рудных тел и подготовки блоков в этаже не только
с откаточного, ио и с промежуточного горизонта;
экономичность применения штрековой и комбинироваииой (штреки и орты)
схем подготовки основных горизонтов Первая — может быть полевая и рудная,
вторая — применима для сложных месторождений и слабоиаклоиных;
подачу свежего воздуха в блоки по выработкам большого сечения промежу-
точных горизонтов;
транспортировку людей, оборудования и материалов по вспомогательным
горизонтам до рабочих забоев
Схема подготовки должна охватывать всю сеть выработок в плайе (по прости-
ранию и вкрест простирания рудного тела) и по вертикали и учитывать эффектив-
ность работы рудничного транспорта (тупиковая, кольцевая схема подготовки).
Схема подготовки должна отражать схемы осушения и гравитационные потоки
руды (в пределах рудного тела, в лежачем или висячем боках).
Подготовка должна обеспечивать на весь срок отработки нормальную экс-
плуатацию выемочных участков.
Классификация способов и схем подготовки
I. Традиционная технология разработки
А. Крутопадающие и наклонные месторождения
1. Подготовка этажными штреками и ортами:
а) ио тупиковой схеме;
б) по кольцевой схеме.
2. Подготовка этажными ортами и штреками:
а) по тупиковой схеме;
б) по кольцевой схеме.
3. Безортовая подготовка.
4. Подготовка с заглубленным расположением откаточного горизонта (ниже
этажа).
Б. Пологие и горизонтальные месторождения
1. Панельная подготовка — главными и панельными штреками.
2. Беспаиельиая подготовка — главными откаточными и выемочными
штреками.
И. Разработка месторождений в сложных гидро-
геологических условиях
1. Подготовка одним горизонтом.'
2. Подготовка двумя горизонтами:
верхний дренажный горизонт с дренажными выработками и сквозными
Фильтрами;
рабочий горизонт с веером водопонижающих скважин в верхнюю часть
’’есторождсиия.
219
3. Подготовка тремя горизонтами:
верхний дренажный горизонт с дренажными выработками и сквозными
фильтрами;
рабочий горизонт с веером водопонижающих скважин в верхнюю часть место-
рождения;
нижний дренажный (2-н рабочий) горизонт с дренажными выработками
(подготовительными).
Ill. Р ав р а бо т к а месторождений метод'ом выще-
лачивания
1. Подготовка вертикальными и наклонными нагнетательными и разгрузоч-
ными скважинами, заложенными с поверхности:
а) по линейной схеме;
б) по кольцевой (ячеистой) схеме.
2. Подготовка горными выработками с предварительным рыхлением рудных
блоков взрывами и орошение отбитой руды из подземных выработок.
3. Подготовка горными выработками без предварительного рыхления руд-
ных блоков с нагнетанием выщелачиваемых растворов в трещиноватый массив
под давлением.
4. Комбинированная подготовка дренажными горными выработками и нагне-
тательными скважинами, заложенными с поверхности.
В приведенной классификации выделена безортовая подготовка с заглублен-
ным расположением откаточного горизонта (ниже этажа).
При безортовой схеме подготовки ниже горизонта доставки иа 10 м проходят
доставочно-откаточные орты. Руда с горизонта доставки по коротким рудо-
спускам поступает на почву доставочно-погрузочного орта, грузится в транспорт-
ные сосуды и доставляется к рудоспуску в конце орта. По рудоспуску руда по-
ступает на почву погрузочной камеры и малогабаритным экскаватором грузится
в вагоны, располагаемые на откаточном штреке.
Для сохранения выработок основного откаточного горизонта предложено
(рис. 1V.21) заглублять его на 170—120 м ниже отрабатываемого этажа. При
этом руду, добытую в очистных блоках рабочего этажа, после аккумуляции
ее на подэтажах, необходимо перепускать на этот откаточный горизонт по системе
рудоспусков. Необрушенный массив руды нижележащего этажа в этом случае,
приняв для себя давление налегающих разрушенных пород, предохранит от де-
220
Таблица IV. 17
Классификация способов подготовки применительно к обычным системам разработки
Особенности способов
Месторождения Основные подгото- вительные выработки Число выра- боток Расположение отка- точных штреков
I. Пологие, наклонные и крутопадаю- щие 11. Горизон- тальные А. П р о с т ь Этажные штреки Главные штреки ае способы Одна Несколько Одна Несколько 1. По месторождению 2. Во вмещающих по- родах 1. По месторождению 2. По месторождению и во вмещающих породах 3. Во вмещающих по- родах 1. По месторождению 2. В породах почвы месторождения 1. По месторождению 2. В породах почвы месторождения
Б. Комбинированные
111. Пологие, Этажные штреки н Один этажный 1. По месторождению
наклонные н крутопадаю- щие орты ' штрек и орты Несколько этажных штреков и ортов 2. Во вмещающих по- родах 1. По месторождению 2. По месторождению и во вмещающих породах 3. Во вмещающих по- родах
IV. То же Этажные н проме- жуточные штреки (ярусы) и орты Несколько Во вмещающих поро- дах и по месторожде- нию
V. » Этажные и проме- жуточные штреки (подэтажи) с ответ- влениями на каждом подэтаже к главной транспортной на- клонной галерее (съезду) » То же
VI. > Выработки безорто- вой подготовки » »
VII. » Выработки подготов- ки с заглубленным расположением от- каточного горизонта (ниже этажа)
221
Продолжение табл. IV 17
Месторождении Особенности способов
Основные подгото- вительные выработки Число выра- Расположение отка- точных штреков
VIII. Гори- зонтальные Главные и панель- ные штреки Один главный штрек и па- нельные Несколько главных и панельные штреки 1. По месторождению 2. В породах почвы месторождения 1 По месторождению 2 . В породах почвы месторождения
формации более глубокие слон пород с расположенными в нем откаточными
выработками.
Кроме рассмотренной возможна н иная классификация способов подготовки
(табл. IV. 17).
§ 87. Факторы, влияющие на выбор способа подготовки
Наибольшее влияние на способ подготовки оказывают мощность, угол па-
дения залежи и механические свойства пород и руд.
Прн маломощном крутопадающем рудном теле горизонт может быть подго-
товлен одним откаточным штреком (см. рнс. IV.9, а), а прн большей мощности
по условиям транспорта и вентиляции необходимо проходить два (рис. IV.22, а),
а то и три (рис. IV.22, б) откаточных штрека.
На подготовку месторождений, залегающих в сложных гидрогеологических
условиях, большое влияние оказывают принятые схемы осушения шахтных
полей.
Физико-мехаиическне свойства руды предопределяют выбор рудной илн
полевой подготовки. Прн крепких н устойчивых рудах, как правило, приме-
ииется рудная подготовка. Неустойчивая руда требует полевую или штрековую
комбинированную (рудная и полевая) подготовку, при которой создаются луч-
шие условия для работы транспорта и вентиляции рудника.
При полевой подготовке крутопадающих месторождений выработки заклады-
ваются в породах лежачего и висячего боков (рнс. IV.23), прн пологопадающнх —
в почве рудных пластов.
Подготовка всегда должна учитывать технологию разработки, применяемое
оборудование и его постоянное обновление. Например, применение погрузочно-
доставочных самоходных машин позволяет грузить руду с подошвы выпускных
выработок или непосредственно из очистных камер и доставлять ее к рудоспу-
скам, а когда руда погрузчиком илн экскаватором погружается в самосвалы, то
и непосредственно иа поверхность. Все это требует взанмоувязкн вскрытия,
подготовки, нарезки, очистной выемки и осушения.
Прн геотехнических способах разработки (выщелачивание, выжигание
и др.) на схему подготовки основное влияние оказывают глубина залегания
полезного ископаемого, форма рудного тела и физико-механические свойства
руды (трещиноватость, пористость, крепость, минеральный состав и раствори-
мость минералов в кислотах), а также физико-механические свойства вмещающих
горных пород.
Системы разработок определяют способ и схему подготовки всего шахтного
поля, число и тип потребных выработок подготовки (табл. IV. 18).
222
Подготовительные и нарезные выработки при иекоторых системах разработки
Выработки, элементы систем,
1 Камерно-столбовая:
с полевой подготовкой
и скреперной достав-
с применением само-
ходного оборудования
Подготовительные; полевые 1
и рудные штреки 2, вентиля-
ционные штреки 3 (в пределах
камеры), рудоспуски 4, ходовые
восстающие 5, камеры для
скреперных лебедок б; 7 —
поддерживающие целики, 8 —
междукамериые целики
Нарезные отрезные восстаю-
щие, отрезные щелк (иа рисунке
не показаны), вентиляционная
сбойка 9
Подготовительные: рудные
штреки, рудоспуски, мате-
риальные восстающие, лебедоч-
ные камеры Ходовые и вен-
тиляционные восстающие
Нарезные, отрезные щели
А-А
8 п/р
со взрывной достав-
кой руды
Подготовительные 8—штрек
для доставки руды ПДМ, 9 —
рудоспуски; // — откаточный
штрек, 12 — заезды (через 150—
200 м)
Нарезные штрек 4 для обра-
зования отрезной щели, 5 —
отрезная щель, 6 — наклон-
ные восстающие для отбойки
руды, 7 — ниши для погрузки
руды; 1 — бульдозер, дистан-
ционно-управляемый, для за-
чистки лежачего бока, 2 —
ПДМ для доставки руды, 3 —
очистные камеры; 10 — подъ-
емные лебедки
В
§
Системе Выработка, элементы систем, машввы
2 Панельно-столбовая с применением само- ходного оборудования Подготовительные, откаточные 1 и панельные 2 штреки, заез- ды 3 в панелн, вентиляцион- ные штрекн 4 и восстающие 5, уклоны для доставки оборудо- вания на верхний уступ нли подсечку (в пределах панели) Нарезные разрезные штреки
Продолжение табл IV 18
Рисунок
3 5-5 3
3 Камерио-целиковая
система разработки
Подготовительные ходовые и
закладочные восстающие /, от-
каточные 2, соединительные 3
н панельные 4 штреки, рудо-
спуски 5, камеры для люков,
выработки 6 для вентиляцион-
но-закладочного горизонта
Нарезные: разрезные штреки 7,
искусственное днище 8, откосы
Система Выработки, элементы систем, машины
4. С подэтажной отбой- кой (подэтажными штреками, ортами) Подготовительные: штреки или орты (откаточные 1, скреперо- вания, грохочения 2), блоковые восстающие 3, рудоспуски 4 между откаточным горизонтом и доставки Нарезные: подэтажные штреки 5 (opibi), подсечные штреки Ь (орты), разрезные восстающие 7, ходки, дучкн 8, выпускные воронки 9 или траншейная подсечка
5. С магазинировапием руды Подготовительные: откаточный штрек J, штрек скреперования, грохочения 2, блоковые восста ющие 3, рудоспуски 4 Нарезные подсечной ‘штрек 5, ходки, дучкн 6, выпускные воронки 7 или траншейная подсечка
Продолжение табл IV 18
Рисунок
6 С распорной крепью
7. Этажное самообруше-
Подготовительные: откаточные
штреки 1, восстающие 2
Нарезные подсечной штрек 3
А 1 3 2
Подготовительные: откаточные
штреки, оргы /, блоковые и
вентиляционно-ходовой восста-
ющие 2, выработки горизонта
скреперования 3, рудоспуски 4,
вентиляционные соединитель-
ные выработки
Нарезные подсечные выработ-
ки, окайчляющие выработки
5, дучкн, выпускные воронки
6 или траншейная подсечка,
сбойки, ходки
Продолжение табл. IV 18
Рисунок
8 Этажное принудитель-
ное обрушение с от-
бойкой руды па ком-
пенсационные камеры
Подготовительные откаточные
штреки 1, орты, блоковые вос-
стающие 2, выработки гори-
зонта скреперования 3, рудо-
спуски 4, вентиляционные сое-
динительные выработки 5
Нарезные- подсечные выработ-
ки 6, буровые или минные
выработки 7, отрезные восстаю-
щие 8, дучки 9, выпускные
воронки илн траншейная под-
сечка 10, сбойки, ходки, глубо-
кие скважины; 11—компенса-
ционная камера
9 Подэтажное обруше-
Подготовнтельиые откаточные
штреки или орты 1, блоковые
2, вентиляционные 3 восстаю-
щие, наклонный съезд для
самоходного оборудования 4
Нарезные: подэтажные штреки
5, буровые, доставочные выра-
ботки, отрезные рудоспуски 6
Окончание табл IV 18
Рисунок
10 Система блокового
принудительного об-
рушения с отбойкой
руды на компенса-
ционные камеры и
подготовкой гори-
зонта выпуска
Подготовительные, откаточный
штрек 1, выработки горизонта
скреперования 2, штреки пер-
вого 3 и второго 4 подэтажей,
ходовые и вентиляционные вос-
стающие 5, рудоспуски 6, лю-
ковые камеры 7 и выработки
вентиляционного горизонта
Нарезные компенсационные
камеры и буровые скважины
8, предназначенные для отбой-
ки руды, выпускные лучки 9
Л Горизонтальные слои с закладкой Подготовительные откаточные штреки 1, восстающие 2 (мате- риально-ходовые и закладоч- ные) Нарезные: подсечной штрек 3 (1-й слон) н рудо- спуски 4 в пределах надштре- кового целика
12 Слоевое обрушение Подготовительные: откаточные штреки /, блоковые восстаю- Нарезныс: слоевые штреки <3, аккумулирующие штреки 4, рудоспуски 5 между слоевым и аккумулирующим штреками
§ 88. Выбор места заложения подготовительных выработок
Откаточные выработки. Штреки следует располагать на таком расстоянии
от рудного тела, чтобы была возможность сохранить их на весь период отра-
ботки этажа и иметь минимальные капитальные и эксплуатационные затраты.
Поэтому перед выбором места заложения подготовительных выработок необхо-
димо по месторождению точно знать горно-геологическую характеристику гор-
ных пород и руд, иметь некоторые основные сведения из базовых физико-техни-
ческих характеристик пород и руд, их предполагаемое изменение на^рассматри-
ваемой глубине. Эти сведения проектные организации получают от научно-
исследовательских институтов и геологоразведочных организаций.
Подготовка этажными штреками пологих, наклонных и крутопадающих
месторождений. Этажные штреки проводят в рудном теле илн в боковых поро-
дах, чаще лежачего бока. При таком расположении этажных штреков обра-
зуется тупиковая схема откатки. Прн весьма неустойчивой руде и при подготовке
двумя этажными штреками их проводят во вмещающих породах. При большой
производительности шахты для увеличения интенсивности откатки и упроще-
ния схемы проветривания этажные штрекн соединяют между собой и создают
кольцевую схему откатки.
В мощных месторождениях прн подготовке одним штреком его проводят:
по контакту с лежачим боком; посередине или вблизи от середины месторожде-
ния; по контакту с висячим боком.
Проведение штрека по контакту с лежачим боком обычно вызывается необ-
ходимостью следовать за контуром рудного тела, обеспечивая удобство выпуска
руды со стороны лежачего бока и уменьшение надштрекового целика (по сравнению
с положением штрека посередине рудного тела). На месторождениях мощностью
более 30 м, в целях улучшения выпуска отбитой руды, проводится рудный по-
грузочно-доставочный штрек. Так как штрек, пройденный по контакту с рудной
залежью, может быть разрушен горным давлением в зоне деформации пород
лежачего бока, то за этой зоной проходится второй откаточный штрек (см.
рнс. 1V.22, б; рис. IV 23, в). Проведение штрека по контакту с висячим боком
применяется редко при устойчивых породах висячего бока н слабых породах
лежачего бока. Штрековая подготовка прн этажно-камерных системах раз-
работки н доставки полезного ископаемого с помощью виброустановок позволяет
интенсивно отрабатывать этаж.
Прн подготовке маломощных и топких месторождений в рудном теле обычно
проводят одни этажный штрек. В тонких жилах штреки проводят таким образом,
чтобы жнла находилась посередине его сечения (крутое падение), у кровли,
у почвы нлн л породах почвы рудных залежей, и из них проводят рудоспуски
и ходки (пологое падение).
Выбор схемы расположения штреков производится с учетом, характера
жилы (постоянство элементов залегания, наличие геологических нарушений);
устойчивости боковых пород; срока службы штрека; условий доставки
руды.
При большом сроке службы штрека его располагают в устойчивых породах
лежачего нлн висячего бока Погрузка руды в вагонетки производится в штреке
через простые люки или вибролюки иод действием гравитационных сил (само-
теком) нлн с помощью скреперных установок (пологопадающие жилы).
Преимущества данного способа подготовки — более легкое проветривание
и несколько меньший объем подготовительных работ на основном горизонте по
сравнению с подготовкой весьма мощных месторождений этажными штреками
и ортами.
Недостаток способа — малая устойчивоть штреков по сравнению с подго-
товкой штреками и ортами.
Подготовка главными штреками горизонтальных месторождений в зави-
симости от их размеров ведется одним или несколькими главными штреками,
проводимыми по руде или в породах почвы.
Расположение главных штреков зависит: от устойчивости руды; гипсоме-
трии почвы рудного тела и условии откатки; требований дополнительной раз-
ведки н необходимости оставления руды в целиках.
235
Преимуществами данного способа подготовки являются: несколько меньший
объем подготовительных работ и более благоприятные условия проветривания
ио сравнению с подготовкой месторождения главными и панельными штреками.
Этажные штреки и орты. Подготовка этажными штреками и ортами поло-
гих, наклонных и крутых месторождений применяется при разработке весьма
мощных месторождений с одним или несколькими штреками, проводимыми в руд-
ном теле или во вмещающих породах, или по руде и породе в одном из боков
месторождения.
Ортовал подготовка горизонта с одним откаточным штреком, пройденным
в лежачем боку месторождения, рассчитана на доставку полезного ископаемого
нз очистных забоев с помощью скреперных установок. Орты-заезды проходят
через 50—70 м в зависимости от принятой длины блоков.
Подготовка одним штреком с ортами неудобна из-за встречного движения
и вызывает необходимость проведения при большой производственной мощности
горизонта двухпутевых штреков. Проведение двух и более этажных штреков дает
возможность осуществить кольцевую схему подготовки и откатки. По сравнению
с подготовкой этажными штреками рассматриваемый способ подготовки харак-
теризуется большим объемом подготовительных работ на основном горизонте.
Преимуществами его являются: меньший срок поддержания ортов и большая
их устойчивость по сравнению со штреками, отсутствие необходимости загрузки
вагонеток в этажных штреках, более полная разведка и окоитурнванне залежей;
более интенсивный дренаж залежей; возможность отработки блоков независимо
друг от друга.
Прн неустойчивой руде подготовка ведется штреками, проводимыми в по-
родах лежачего и висячего боков месторождения и ортами.
Подготовка главными н панельными штреками горизонтальных месторож-
дений принимается при разработке обширных горизонтально и весьма полого
залегающих рудных тел. Штреки откаточного горизонта проводят по руде или
по породе почвы Возможно применение кольцевой схемы при нескольких глав-
ных штреках. Число главных штреков зависит от конфигурации и размеров
месторождения и параметров панелей.
При комбинированном способе подготовки для передвижения самоходных
горных машин с подэтажа на подэтаж проводят уклоны (съезды) под углом от 4
до 10°. Этн съезды (уклоны) связывают между собой подэтажи с рудоспусками.
Расположение восстающих. Восстающие в месторождениях большой мощ-
ности проводят наклонными или вертикальными. В маломощных месторожде-
ниях — согласно углу падения рудных тел с учетом следующих требований-
удобства н безопасности сообщения с очистными забоями, нормальных условий
для проветривания забоев; удобства доставки руды на откаточный горизонт
н закладки в выработанное пространство, а также доставки материалов в очист-
ные забои; минимальных расходов по проходке н ремонту; конструктивных осо-
бенностей принятой системы разработки; детальной разведки.
Расстояние полевых откаточных штреков от контура рудного тела. Из усло-
вия перепуска руды с верхнего подэтажа на откаточный горизонт при применении
вертикальных перепускных восстающих расстояние от контура рудного тела
до откаточного штрека (см. рис. 1V.23, а)
b = /t + /2; (1V.56)
/х=(л.—Jr)ctg“- (iv.57)
Штрек, расположенный на расстоянии Ь от контакта рудного тела, из усло-
вия перепуска руды по формуле (IV.56) может оказаться в зоне опорного дав-
ления. Под опорным давлением понимается горное давление, возникающее близ
горных выработок в массиве пород.
По С. Г. Авершину, прн разработке рудного тела удаляется опора части
пород, расположенных над выработанным пространством; сила тяжести под-
резанного столба передается на соседние участки руды, окружающие очистные
работы.
236
Суммарная пригрузка на каждый целик
= (IV.58)
где а — ширина очистного пространства, м; Я — глубина ведения очистных
работ от поверхности, м; у — плотность пород, т/м3.
Распределение этой пригрузки существеиио зависит от физико-механических
свойств пород покрывающей толщи, мощности рудного тела, глубины разработки
По мере приближения фронта очистной выемки к лежачем)' -и висячему
бокам опорное давление будет перемещаться во времени и пространстве.
При выемке руды у контактов залежи опорное давление переместится на
породы лежачего и висячего боков и будет оказывать влияние па откаточные
и вентиляционные штреки.
Величина опорного давления на породы лежачего и висячего боков и харак-
тер ее распределения зависят от процессов, происходящих в толще массива.
Суммарное давление может достигать величин, в 2—5 раз превышающих перво-
начальное давление в нетронутом массиве
Все процессы, происходящие в толще пород, являются результатом очист-
ных работ и обусловливаются горнотехническими условиями, геологическими
особенностями строения надрудиой толщи и физико-механическими свойствами
горных пород.
Криворожский горнорудный институт (КГРИ) для мощных месторождений
КМА рекомендует располагать откаючные штреки лежачего бока от границ
рудного тела па расстоянии
b = О,ЗЯ, (IV 59)
где Я — глубина разработки.
С. М Липкович, используя результаты исследований С. Г. Авершииа, пред-
лагает определять расстояние штрека от границы залежи по величине зоны
опорного давления (рис. IV 24, а)
Ьоп = (1,87+1,13Л)2’Уя|, (IV.60)
где Я — глубина работ от поверхности, м; А — высота этажа, м; 5 — коэффи-
циент крепости пород лежачего бока (для крепких пород можно принимать 0,8;
для пород средней крепости— 1, для слабых— 1,2).
Согласно теории горного давления, в нетронутом массиве горных пород
существует весьма простое поле напряжений. На значительных глубинах и при
больших давлеииих (идеальный случай) коэффициент Пуассона стремится к 0,5,
поэтому напряженное состояние массива можно принять гидростатическим, т е.
ох — = цг = = yZ, (IV.61)
где у — плотность пород, т/м3, Z — расстояние от поверхности земли до центра
выработки, м.
В результате проведения горных выработок происходит перераспределение
напряжений в пределах определенной зоны с радиусом R„. Размеры зоны пере-
распределения определяются исследователями по-разному. Радиус зоны влияния
горной выработки на окружающие породы принимается RB — от 2,1 до 3,4 или
2,3 до 2,5 наибольшего линейного размера выработки.
Очистное пространство (вкрест простирания) в панели можно рассматривать
как выработку большого диаметра Конечный размер его равен ширине выра-
ботанного пространства (сумма ширины отработанных блоков).
Следовательно, штрек н очистное пространство условно рассматриваются
как две смежные выработки, оказывающие влияние друг па друга (см.
рис. IV.24, б)
По мере продвижения фронта очистных работ от висячего бока к лежачему
боку, или наоборот, горное давление будет оказывать все большее влияние на
откаточные штреки лежачего или висячего боков. Принимая ширину выработан-
ного пространства вкрест простирания как пролет выработки, равной мощности
рудного тела, будем иметь для мощных месторождений RB = 2,5В, для сверх-
237
мощных месторождений /?в = 2В, где RB — радиус влияния очистного про-
странства, м; В — ширина очистного пространства вкрсст простирания, м.
Отсюда удаленность штреков от границы залежи
Х = (24-2,5) т, (1V.62)
где т — горизонтальная мощность залежи, м.
Полученное расстояние откаточного штрека до границы залежи необходимо -
проверять по принятому углу сдвижения пород и углу падения лежачего или
висячего боков (рис. IV 24, в):
<,V63)
где bn — расстояние откаточного штрека рабочего горизонта от границы за-
лежи, м; Ьщ — расстояние (по горизонтали) от откаточного штрека рабочего
горизонта л до границы залежи на нижележащем горизонте hlt м; Нп1 — высота
нижележащего этажа, м, Р — принятый угол сдвижения пород лежачего бока,
градус; а — угол падения залежи со стороны лежачего бока, градус.
238
Одиночная выработка круглого сечсння (рнс. IV.25, а, б, в) испытывает
большое давление не только сверху, но также с боков н снизу за счет упругих
поперечных деформаций пород. В общем случае можно считать, что в каждом
элементарном объеме одна из главных осей напряжений направлена по радиусу 62,
а другая главная Ьсь — по касательной к контуру выработки, и вдоль этой оси
действуют максимальные сжимающие напряжения 6Ь называемые окружными,
(т. е. вдоль окружности). Сжимающие напряжения в радиальном направле-
нии 62, очевидно, снизятся до нуля у контура выработки (незакрепленной) и
с удалением от выработки постепенно возрастут от нуля до величины, нормальной
для нетронутого массива. Окружное же напряжение 61 достигнет максимума близ
выработки, а затем по мере удаления от выработки постепенно снизится до нор-
мальной величины для нетронутого массива.
Увеличенное окружное давление принято называть опорным давлением.
После проведения выработки давление расположенных над ней пород пере-
дается практически не на бесконечную площадь, а лишь на зоны, ограниченные
по обеим сторонам длиной / (рнс. IV.25, а, д). Конфигурация этих зон опреде-
ляется эпюрой давления, которое возрастает от нуля до максимума, а затем плавно
снижается.
Эпюра характеризуется отношением ширины зоны влияния выработки по
одну ее сторону к ширине самой выработки; коэффициент концентрации на-
пряжений
Кн=£^’ (IV.64)
где az max — максимальное вертикальное сжимающее напряжение, Па.
Отношение — по существу„ определяет величину Кк-
Для идеально упругого -материала -у не зависит от ширины пролета Ь.
Иногда, по данным отдельных замеров, это может быть отнесено и к породному
массиву. По в большинстве случаев зона опорного давления увеличивается в мень-
шей степени, чем ширина выработки.
Приближенно отношение
4- = Кв/(пор. (1V.65)
где Кя = -у^1 ~ коэффициент влияния ширины пролета; ЯПор= 0,8-е-1,5 —
коэффициент влияния свойств пород Для трещиноватых пород средней крепости
Як =^1 (IV.66)
где Кф — коэффициент формы выработки в клане, учитывающий, что часть дав-
ления пород, расположенных над выработкой, воспринимается массивом по ее
торцам. Изменяется от 0,7 прн квадратной форме обнажения до 1 прн большой
(более грех пролетов) длине выработки.
При обособленных (см. рис. IV.25, а) н сближенных (рис. IV.25, ж, з) вы-
работках опорное давление распределяется в интервале между иимн. Прн боль-
шом горном давлении или непрочном породном массиве подготовительные вы-
работки по возможности следует располагать на расстоянии
bt> h+ lt. (IV.67)
Выемку руды желательно вести так, чтобы число узких (шириной менее
li 'I- /2) участков было минимальным. При небольшом расстоянии между вы-
работками целесообразно возводить искусственные опоры. Вместе с опорой
целик образует единую конструкцию, средняя часть которой подвергается все-
стороннему сжатию.
239
Рнс. IV.25. Опорное давление для ряда случаев:
а, б, в — при одиночной выработке круглого сечения (а — схема; б — эпюра давления по
линии 1—1; в — эпюра окружного 6,; радиального б, н сдвигающего т напряжений в зоне
опорного давления шириной Z; 2 — граница аоны опорного давления); г — при отдельной
выработке; д — при наклонном выработанном пространстве (эпюры по линии 1 — 1 для вер-
тикальных сжимающих напряжений; площадь 2 равна площади 1. соответствующей силе
тяжести пород над половиной выработки); е — при обособленных выработнах (расстояние
между выработками больше + /2); м. а — при сближенных (расстояние мсджу выра-
ботками меньше /, + /,) выработках (эпюры по линии 1 — 1 для вертикальных сжимающих
напряжений; Z, — опорное давление от правой выработки; Z, — то же, от левой; Z. +
+ Z» — суммарное опорное давление)
Расстояние полевых откаточных штреков от контура рудного тела, полу-
ченное расчетным путем, необходимо критически оценить по совокупности фак-
торов. фнзнко-механичсских свойств руды н вмещающих горных пород; глубины
ведения очистных работ от поверхности- изменения плотности горных пород
с глубиной; мощности рудного тела; высоты этажа, применяемых систем раз-
работки Только после комплексного анализа можно принимать решение.
§ 89. Затраты и натуральные показатели
при технико-экономическом сравнении вариантов подготовки
Метод вариантов применяется в случаях, когда можно применить несколько
способов подготовки.
По каждому варианту определяется сумма затрат на 1 т добычи, зависящих
от рассматриваемого способа.
В суммарные затраты входят стоимости проведения выработок, поддержания
выработок, подземной откатки, вентиляции подземных работ, осушения месторож-
дения, возврата затрат па проведение штреков илн ортов в рудном теле от реали-
зации добытой руды.
Удельное значение суммарных затрат па I т добычи:
q _ (Qiip + Qnoji + Qqtk + Qb + Qoc — Фвоэвр) (* — цу 68)
де Qnp — стоимость проведения выработок; <2Под — стоимость поддержания
выработок; Qotk — стоимость откатки руды; QB — стоимость вентиляции; QOc —
стоимость осушения месторождения; Рвоэвр — стоимость возврата от реализации
добычи руды; Т — запас этажа, т; л — коэффициент извлечения запасов руды;
Р — коэффициент разубоживания руды.
Способы подготовки с разницей удельного значения q в 10—15 % считаются
экономически равноценными.
Выбранный по экономическим преимуществам способ подготовки должен
быть проверен на обеспечение надлежащего опережения подготовки по отноше-
нию очистной выемки при заданной годовой производительности горизонта.
Необходимый срок подготовки горизонта зависит от интенсивности разра-
ботки этажа
В качестве критерия сравнения объемов горно-подготовительных работ прн
различных системах разработки используют объем нлн длину горно-подготови-
тельных выработок, отнесенных к тысяче тонн подготовленных запасов:
(1V.69)
(1V.70)
где d, — объем или длина горно-подготовительных выработок на одну тыс. т
подготовленных запасов, м3/1000 т илн м/1000 т; Го, Гп — объем илн протяжен-
ность горно-подготовительных выработок, м3 или м; Ап — запасы руды, под-
готовленные к выемке, тыс. т.
§ 90. Нормы обеспеченности подготовленными
к выемке запасами руды
Балансовые запасы полезного ископаемого, подсчитанные н утвержденные
Государственной комиссией по запасам (ГКЗ), во время отработки на действу-
ющей шахте классифицируются на вскрытые, подготовленные и готовые
к выемке.
241
Вскрытые — запасы месторождения или его части, находящиеся выше го-
ризонта подсечки капитальными вскрывающими выработками,- из которых
намечается проведение подготовительных выработок. Подготовленные —
запасы в блоках или на участках, в которых пройдены все подготовительные
выработки, предусмотренные проектом системы разработки н дающие возмож-
ность начать проведение нарезных выработок. Готовые к выемке — запасы руды
в блоке или части блока, в которых пройдены нарезные выработки, необходимые
для ведения очистных работ н обуренные при системах с отбойкой взрывными
скважинами.
Во многих случаях вскрытыми запасами оказываются запасы всего шахт-
ного ноля (месторождения). В других случаях количество вскрытых запасов
определяется проектом. Обеспеченность подготовленными запасами рекомендуется
принимать нс менее чем на два-три н более года работы рудника проектной про-
изводительностью.
Нормы подготовленных к выемке запасов составляют для железных рудников
от 5—6 до 54 мес, для рудников цветной металлургии — от 6 до 36 мсс, по
готовым к выемке запасам руды от 4 до 12 мес. Сроки обеспеченности рудника
подготовленными и готовыми к выемке запасами устанавливаются с учетом горно-
геологнческой и горнотехнической характеристик, условий подготовки и приме-
няемых систем разработок.
По методике ВНИМИ нормативы запасов рекомендуется определять но пла-
нируемым средним показателям системы разработки н вычислять в единицах
времени- норматив готовых к выемке запасов, мес,
В1 = аКр ;
(1V.71)
норматив подготовленных запасов для систем с отработкой блока в одну оче-
редь, мес,
(1V.72)
норматив подготовленных запасов для систем с отработкой блока в две и более
очереди
В, = Qc„ [(0.5-а) 4- 2a-g-] ,
(IV.73)
где а — коэффициент, характеризующий среднее количество готовых к выемке
запасов в блоке относительно его начальных запасов; Кр — коэффициент резерва;
Рбл — запас блока, т; Ро — производительность блока в стадии очистных ра-
бот, т/мес; Va — объем нарезных работ в блоке на единицу запаса, м3/т; Рн —
объем нарезных работ в блоке, м3/мес.
Значение коэффициента а зависит от последовательности подготовки н от-
работки запасов блока н определяется по формуле
(1V.74)
где п0 — число очередей выемки в блоке, под которыми ВНИМИ имеет в виду
варианты последовательности отработки блоков.
Камерно-столбовая система является примером отработки в одну очередь,
принудительного этажного обрушения на компенсационные камеры — в две
очереди, системы слоевого и подэтажного обрушения — в три, четыре очереди,
242
Значение коэффициента Яр в зависимости от условий рекомендуется при-
нимать в пределах 1,25—1,4. Нормативы запасов в тоннах по системе разработки
определяются по формулам:
готовых к выемке
<?г.»=51Лс; (IV.75)
подготовленных
Qn = ВгАс. (IV.76)
где Ас — проектируемая добыча по системе разработки, т/мес.
Число тонн подготавливаемых в год запасов, необходимое для обеспечения
плановой добычи без учета потерь и разубоживания прн добыче, определяется
по формулам
готовым к выемке
дг в=в+<lv-77)
подготовленных
B„ = Ae-Q„-,-A’eB'2. * (IV.78)
где Лс, Л' — проектируемая добыча расчетного и следующего, годов; Qr в>
Qn — остаток запасов на начало года; В* — нормативы запасов (в годах
на следующий год
РАЗДЕЛ V
ЗАЩИТА ОТ ВОДЫ И ОСУШЕНИЕ ШАХТНОГО ПОЛЯ
Подземная вода — вода, находящаяся в почвах и горных породах земной
коры в любых физических состояниях, включая и химически связанную.
Шахтные воды — вес поды, проникающие в выработанное пространство и
проходящие через водоотливное хозяйство шахты.
Защита от воды — это своевременное выявление и предупреждение опас-
ности притоков и прорывов воды в горные выработки и ликвидация их послед-
ствий.
Водопонижающая скважина — скважина для откачкн воды из водоносных
горизонтов на поверхность при помощи глубинных насосов.
Водопоглощающая скважина — скважина для перепуска воды с верхних
горизонтов на нижние.
Сквозной фильтр — скважина, пробуренная с поверхности до кровли под-
земной выработки, обсаженная трубами и оборудованная фильтрами в местах
пересечения водоносных пород. Сквозной фильтр применяется для осушения
водоносных горизонтов, залегающих над полезным ископаемым на расстоянии,
недосягаемом забивными фильтрами.
Забивной фильтр — средство для снижения уровня (или напора) подземных
вод в пласте, находящемся па небольшом расстоянии от выработок. Длина за-
бивного фильтра достигает 12—15 м.
Пьезометрический уровень — уровень, устанавливающийся в скважинах и
колодцах прн вскрытии напорных вод Выражается в абсолютных или относи-
тельных отметках и в паскалях.
ГЛАВА 1
ОГРАЖДЕНИЕ ШАХТНОГО ПОЛЯ
ОТ ПРОНИКНОВЕНИЯ ПОВЕРХНОСТНЫХ ВОД
Реки и пруды, расположенные на территории шахтною поля, чаще отводят,
а болота н мелкие озера осушают огкачкон воды или проходкой капав. Когда
по условиям рельефа местности огвод рек и озер экономически нецелесообразен,
оставляют целики, размер которых определяется расчетом. Охранные целики
позволяют отрабатывать месторождения под дном океана (рнс. V.1). На руднике
«Вабана» потерн руды в целиках составляют 40—50 %. Кровля, поддерживаемая
целиками, сохраняет хорошую устойчивость. Приток воды в подземные выра-
ботки незначительный, вода — пресная.
Поглощаемость речных вод па территории месторождения может быть сни-
жена экранированием трещиноватых участков глиной, бетоном нлн вовсе исклю-
чена, когда русло реки заменяется водонепроницаемым лотком нлн каналом
с водонепроницаемой облицовкой.
Прн проектировании отвода рек необходимо учитывать перспективы осу-
шаемого месторождения и прежде всего возможный прирост запасов шахтного
поля за счет снижения кондиций на полезное ископаемое. Для избежания боль-
ших затрат на повторный отвод русел рек трассы отводных каналов должны
быть намечены с таким расчетом, чтобы оии могли служить 50—70 лет
Гидравлический режим канала определяется уклоном дна, характеристикой
пересекаемых пород, количеством твердого стока н т. д. При повышенных укло-
нах наблюдается размыв его бортов и дна, при пониженных — заиливание. Если
обходная трасса длиннее старого русла реки, то для сохранения гидравлического
режима в головной части канала с помощью плотины создают некоторый подпор;
при спрямлении речного русла уклон в канале увеличивается.
244
Рис. V.l. Схема вскрытия железорудного месторождения под дном
оксана, разрабатываемого рудником «Вабана* (Кэнада)-.
1 — наклонный рудоподъемный ствол: 2 —[ленточный конвейер; 3 —
верхняя приемная площадка: 4 — наклонная конвейерная галерея;
5 — дробильно-сортировочное отделение; 6 — бункер для пустой по-
роды; 7 — бункер для руды; 8 — круговой опрокидыватель; J — ко-
лосниковый грохот; 10 — пластинчатый питатель; И — бункер для
дробленой руды: 12 — наклонный ленточный конвейер; /3 — бункер
восстающий для дробленой руды; 14 — дробильная установка
Таблица V.1
Инфильтрация (%) в зависимости от особенностей грунтов
Грунты Гумусовый слой Покрытые суглникамн
нот есть
Чистые песчаные почвы 75 37,5 —
Супеси 35 17,5 __
Лёссы 20 10 5
Таблица V.2
Коэффициент стока ф для отдельных объектов, доли ед.
Объекты
Крыши
Бесшовные покрытия (асфальтированные п бетонные дороги)
Обычные мостовые, мостовые из мелкого камня
Гидротиэнровапиые щебеночные покрытия
Песчаные и гравийные дороги
Незакрепленные поверхности, спортивные и игровые площад-
ки, рельсовые пути и т. д.
Поверхности с травянистым покровом, парки, сады
Для районов с разной степенью застройки:
открытая застройка с большими расстояниями между домами,
отдельные кварталы с многочисленными садами
весьма плотная застройка (старые городские центры, по-
верхности с бесшовными покрытиями)
рядовая застройка (без разрывов между зданиями)
групповая застройка с хорошей планировкой
открытая застройка (одно- н двухквартирные дома)
0,85 -0,95
0,80 -0,90
0.5 -0,7
0,4—0,6
0,15—0,30
0,1—0,2
0,0-0,1
0,2—0,3
0,6-0,8
0,5-0,6
0,4-0,5
0,3-0,4
Крупные реки, протекающие над месторождением, иногда целесообразно
оттеснять дамбой.
Количество поверхностных вод, образуемых за счет атмосферных осадков,
измеряется высотой слоя воды (мм), накопленной за определенный период вре-
мени (год, месяц, сутки), отдельный дождь или снегопад. Высота слоя осадков
10 мм соответствует 10 л воды на 1 м2 поверхности земли.
Количество осадков (мм)
Q0=C-\-H+H, (V. 1)
если не учитывать накопление влаги почвой, то
Q0=C+H, (V.2)
где С — сток, мм; И — испарение, мм; Н — накопление влаги почвой, мм.
Ориентировочно, в зависимости от количества осадков испарение (мм)
И = 0.058Q + 405. (V.3)
Объем инфильтрации, от которой зависит объем грунтовых вод и влажность
почв, определяется в первую очередь видами грунтов (табл. V. 1), почвенного
покрова н количеством осадков.
На величину стока (модуля стока) влияют размер ‘и форма водосборной
площади, рельеф местности, свойства почв, наличие растительности, уровень
246
/ — штольня; 2 — эстакада: 3 — вагон на железнодорожном пути; 4 н 5 — соответ-
ственно высшнй и низший уровни воды
грунтовых вод, а также климат. Общий сток С (мм) складывается из поверх-
ностного Спов и подземного Спод стоков
С = Слов + Спод- (V-4)
Объем стока определяется в основном количеством осадков, испарением н инфиль-
трацией. Если накопление влаги почвой ие учитывать, то подземный сток иден-
тичен инфильтрации.
Показатели водного баланса принимаются по данным метеорологической
службы.
Основой для расчета водоотливных капав является модуль стока (л/с-га)
<7, = 1|юд (V.5)
нлн расход стока (л/с)
(?с = <7сЛ>. (V.6)
где Од — модуль дождевых осадков, л/с-га; Fn — площадь, га; ф — коэффи-
циент стока (табл. V.2)
£ Frfi
^=—п--------------- (V-7)
£-1
Прн наклонном рельефе к табл. V.2 следует вводить поправки [28]:
Уклон местности.................. 1 • 50—1 : 20 1 : 20—1 . 10 Более 1 : 10
Поправка, % ................ 5 10 15
Поверхностные воды могут проникать в шахту через устья горных выра-
боток, иезатампоинрованные и подсеченные выработками разведочные скважины,
через трещины, достигающие земной поверхности, образующиеся вследствие
ведения подземных работ. _
Для предотвращения попадания воды в шахту все буровые скважины, за
исключением наблюдательных н пересекающих водоносные горизонты, должны
быть затампопированы, а устья горных выработок расположены и ограждены
так, чтобы в ннх не попадали паводковые воды (рис. V.2). Для защиты шахт-
ного поля от паводковых вод устья выработок в речной пойме ограждают дамбами
П-образной формы, концы которых подводятся к высокому берегу. Канавы для
Стока воды не должны пересекать водопроницаемые породы и отводить воду за
контуры депрессионных воронок. Эти канавы присоединяются непосредственно
к районной системе отвода воды.
247
Высота дамб, глубина капай, их расположение и угол уклона канав проек-
тируются в строгом соответствии с топографией и гидрографией .местности, кон-
турами депрсссиоиных воронок и углов сдвижения пород.
Расчет сооружений для гидрозащиты горных выработок от поверхностного
стока производят на максимальный паводковый расход повторяемостью, для
рудника годовой производственной мощностью по сырой руде до 0,5 млн. т —
один раз в 50 лет; 0,5—2,0 млн. т —один раз в 100 лет; более 2 млн. т —
одни раз в 200 лет.
Отказ от защиты подземных горных выработок от поверхностного стока
должен быть обоснован специальными гидрогеологическим и технико-экономи-
ческим расчетами.
ГЛАВА 2
ПРОГНОЗИРОВАНИЕ ПРИТОКОВ
И СПОСОБЫ ЗАЩИТЫ ШАХТ ОТ ВОДЫ
В рамках общих мероприятий по защите шахт от воды необходимо выпол-
нить комплекс исследований по изучению гидрогеологических (рнс. V.3) и фи-
зико-механических (рнс. V.4) свойств подрабатываемого массива.
Рис. V.3. Комплекс задач по изучению гидрогеологических свойств подрабатываемого
массива
248
Изучение положения, распространения и генезиса опасных зон, условий
питания водоносных пластов, водоудерживающей способности водоупорных
слоев необходимо для оценки степени опасности гидрогеологических условий
выбора соответствующих защитных мероприятий.
Водопроницаемость горных пород изменяется в процессе проведения вскры-
вающих, подготовительных, нарезных выработок и очистных работ. Основное
влияние па изменчивость водопроницаемости пород оказывают системы разра-
ботки. Так, при системах с закладкой выработанного пространства в процессе
очистных работ широкого развития трещин не происходит, поэтому считается,
что фильтрационная способность пород над очистным пространством в целом ко-
личественно ие изменяется. Системы с обрушением кровли характеризуются раз-
рывом сплошности пород, которые могут достигнуть земной поверхности или
рыхлых покровных отложений, что зачастую приводит к резкому увеличению
водопритоков.
В этих случаях гидрогеологическим расчетам должны предшествовать марк-
шейдерские прогнозы о распространении зон обрушения горного массива и сдви-
жения па земной поверхности.
§ 91. Расчет притоков шахтных вод
Приток воды в шахту рассчитывается методами, водного баланса (атмосфер-
ные осадки, инфильтрация, испарение, поверхностные и подземные стоки, условия
питания, аккумулирующие способности, осушаемость н т. д.), прн котором уста-
навливаются ресурсы статических и динамических вод и производительность
водоотлива; большого колодца, основанного на применении формул динамики
Подземных вод и некоторых эмпирических зависимостей, базирующихся на вы-
полненных гидрогеологических исследованиях; гидрогеологических аналогий —
определение коэффициента водообилыюсти (водоносности).
249
Приток, воды в горные выработки рассчитывается методами: аналогии (для
приближенных расчетов); аналитическими и моделирования (па стадиях техни-
ческого проекта н рабочих чертежей); водного баланса (на всех стадиях проек-
тирования в сочетании с другими методами).
Аналитические методы расчетов применяются для относительно простых
гидрогеологических условий, однородных водоносных горизонтов, несложных
граничных условий и систем расположения дренажных устройств.
Методы моделирования используются для изучения и оценки неоднородных
водоносных горизонтов, в том числе трещиноватых и эакарстованных пород;
сложных граничных условий и систем расположения дренажных устройств;
для оценки влияния осушительных мероприятий на водозаборы подземных вод;
в целях определения степени взаимодействия различных дренажных систем между
собой и рудничного водоотлива с дренажными устройствами и т. п.
Законы движения жидкости в пористой среде выражаются общим урав-
нением
V = Kln, (V.8)
где V — абсолютное значение скорости фильтрации, м.'сут; К — коэффициент
фильтрации, м/сут; / — гидравлический уклон, уклон поверхности воды (без-
размерная величина); п — показатель, характеризующий закон фильтрации:
п — I — линейный закон (закон Дарси); п = 2 квадратичный закон
(закон Краснопольского—Шезн).
Пределы применимости линейного закона фильтрации определяются по
В. Н. Щелкачеву критическим значением числа Рейнольдса.
Для пористой среды
п. _ »
(V.9)
где п — пористость породы. V —г скорость фильтрации жидкости; К — коэффи-
циент фильтрации породы; е — кинематический коэффициент вязкости жидкости.
Прн Re = 1-5-12 применим линейный закон фильтрации, т. е. доминирует
ламинарное движение воды. При линейном законе фильтрации принимают обыч-
ные для подземной гидравлики условия, жидкость несжимаемая, силы инерции
малы, движение жидкости непрерывно.
М е то д вод но го баланса. Для конкретных условий составляется
уравнение’водного баланса [89]
Q = Спод + Fp. АЛ = Спод + Vp. (V-10)
где Q — приток подземных вод к шахтному или карьерному полю, м3; С'од —
инфильтрация атмосферных осадков (за вычетом потерь на испарение и транспи-
рацию), м3, F — площадь водоносного пласта, м3; р — водоотдача водосодер-
жащих пород; Д/i — изменение уровня воды за рассматриваемый период, м;
V — объем водосодержащих пород, подлежащих дренированию за рассматривае-
мый период времени, м3.
Водоприток в горную выработку
QcyM = QnllH + Qct> (V. 11)
т. е. складывается из динамических притоков
и статических запасов (по И. А. Скабаллановичу)
Qcr=-^-+-^L = -^(Fi + 0.33PR), (V.13)
где Qo — количество атмосферных осадков, м вод. ст.; F — площадь питания
дренируемого водоносного горизонта в пределах развивающейся депрессии, м >
250
Vi — объем водосодержащих пород, подлежащих дренированию, м2; Н — сред-
няя мощность дренируемого водоносного горизонта, м; t— время дренирования
(осушения), сут; Ft — площадь разработок, м2; P — периметр контура горных
разработок, м; R — радиус депрессии, считая от контура разработок, м; я —
коэффициент подземного стока, доли ед.
Динамические притоки могут быть определены также по модулю подземного
стока, а статические запасы по формуле Е. Е. Керкиса.
По модулю подземного стока
Рдин = aFqn, (У 14)
где Qdhh — динамический приток, м8/ч (при а = 3,6); F — площадь подземного
водосбора, км2; qn — модуль подземного стока, л/(с-км2).
По формуле Е. Е. Керкиса
<?ст“ 2,6/tf (lg Rt- 1g г0) ’ (V’ 5)
где Rt — радиус депрессии к моменту времени /, считая от центра выработок, м;
г0 — приведенный радиус контура выработок, м; Ло — сниженный уровень под-
земных вод на контуре выработок, м.
Метод большого колодца. Приток воды в вертикальные вы-
работки (м3/ч)’
прн безнапорном движении подземных вод
‘'TAV)S; ,v',6>
при напорном
где К — коэффициент фильтрации, м/ч; Н — высота столба воды от почвы водо-
носного слоя до уровня воды перед откачкой (первоначальный напор); м; $ =
— Н — К — достигнутое стационарное понижение уровня воды при откачке, м;
h — высота столба воды от почвы водоносного слоя до уровня воды при откачке, м;
R — радиус депрессионной Воронин (влияния), м; г — радиус выработки, м;
т — мощность напорного водоносного пласта, м.
Приток воды в околоствольные выработки (м3/ч):
прн безнапорном движении подземных вод
_ l,366K(2/f-S0)S0 .
QcyM "------Igtfo-lgro-----’ <V-18)
при напорном
0 2,73KmS0
<^=lg-R0_lgf0 ’ (V-19)
где So — понижение в центре «большого колодца», м; Ro — радиус влияния
'"большого колодца», м; г0= —радиус «большого колодца», к которому
приведена площадь, занятая околоствольнымн выработками, м.
Прн эксплуатации шахтного поля очистные работы приравниваются к пло-
щадям «больших колодцев»,
251
Приток воды-
при безнапорных подах
0 1,366К (2/7 - So) So
lg_______
a"~1 20 Vn - 2
при напорных водах
,c '
an-‘20l<n-2
где R'u — радиус влияния всех «больших колодцев», м; а — расстояние между
центрами соседних «больших колодцев», м; п — количество «больших колодцев»
(п > 3).
Метод аналогии основан на использовании коэффициента водо-
обильиости Кв, представляющего собой отношение объема откачиваемой из
шахты н из дренажных устройств воды за единицу времени к количеству добы-
того за этот же период полезного ископаемого Л (т). Тогда приток воды (м3/сут)
(V.22)
Можно также использовать коэффициент q, представляющий собой отношение
общего притока воды (м3) за год к рудной площади шахтного поля S (км3) Тогда
Qo = qS. (V.23)
Фактический приток воды в шахту или отдельную выработку определяется
по производительности и продолжительности работы насоса; сечеиию и скорости
течения воды в водозамерной канаве (желобе); путем измерения притока воды
в резервуаре (колодце, выработке), объем которого известен; водомером, уста-
новленным на водоводе.
§ 92. Способы защиты шахт от воды
Способы защиты шахт от воды можно разделить на активные, превентивные
и пассивные.
Активная защита заключается в непосредственном воздействии иа водонос-
ный пласт или зоны аккумулирования воды Ведутся планомерное бурение сква-
жин и откачка жидкости из зои ее скопления с целью осушения, снижения на-
пора, нагнетанием укрепляющего заполнителя уменьшаются размеры опасных зои.
При проведении горных выработок в иеосушеииых породах бурят опережа-
ющие скважнны, опережение которых должно быть не менее 5 м. Число опере-
жающих скважин определяется проектом
При проведении подготовительных выработок для спуска воды в пределах
барьерных целиков необходимо соблюдать следующие требования, выработки
должны проходиться узким забоем с передовыми скважинами и постоянным
опережением забоя выработки не меиее чем иа 20 м; диаметр скважнны ие
должен превышать 75 мм. Чтобы предотвратить внезапные прорывы стоячих
вод из подземных выработок и естественных пустот, скважины бурят под защитой
направляющей трубы, зацементированной в ее устье и оборудованной запорным
шибером. При откачке воды нз затопленных вертикальных и наклонных вырабо-
ток предварительно должно’быть проверено состояние атмосферы на СО, СО2,
СИ,, H2S, О2 и Н2.
Проводить выработки для спуска воды можно только при наличии утверж-
денного проекта. Горные работы в пределах барьерного или предохранительного
целика под водоемом могут производиться только после спуска воды из затоп-
ленных выработок (водоемов) или отвода ее нз водоемов, расположенных на
поверхности, за пределы месторождения.
252
Пассивные способы защиты от воды
Таблица V.3
Назначение способа, состав и последовательность выполнения мероприятий
Водоотлив Гидроизоляция Устройство перемычек Затопление
Сбор, отвод и откачка по- ступающей воды 1 лавиын водоотлив- водоотводные штольии; во- доотводные канавки и трубо- проводы; зумпфы для откач- ки воды; насосные камеры; иасосы для откачки воды; напорные трубопроводы Специальный водоотлив из зумпфов, находящихся в проходке шахтных стволов сл Изоляция очагов поступле- ния ВОДЫ' 1. Исследования геологи- ческого строения, пет- рографических и физи- ко-механических харак- теристик пород, химиче- ских и физических свойств воды 2. Выбор способа изоля- ции: нагнетание — вид, оптимальные средства, технология; заморажи- вание; специальные спо- собы Временное или длительное ограждение участков от по- ступления воды или раство- ров 1. Фиксирование задач 2. Выявление стоячих вод: определение объемов, про- должительности их на- копления, установление высоты подпора, опреде- ление химического соста- ва (агрессивность) стоя- чих вод 3. Выбор места возведения перемычек 4. Выбор типа перемычки 5. Расчет размеров 6. Конструктивное испол- нение 7. Контроль Защита земной поверхности, шахт- ных стволов и соседних шахт 1. Активное затопление подготовка горных выработок; приготовление соответствующих растворов или воды (подвод поверхностных вод, бурение скважин для откачки грун- товых вод, использование раство- ров-сбросов промышленных пред- приятий, приготовление насыщен- ных растворов насоседиих шахтах); выбор места ввода (стволы шахт, буровые скважины); контроль про- цесса затопления, включая анализ сдвижения земной поверхности 2. Пассивное затопление: остановка водоотлива н создание подпора для соответствующего притока во- ды; контроль процесса затопления, включая анализ сдвижения земной поверхности
Превентивная (предупреждающая) защита включает в себя защиту шахт-
ных стволов н штолен от паводковых вод; борьбу с проникновением поверхност-
ных вод в породный массив; выбор схем вскрытия и подготовки с учетом защиты
от воды; выбор местоположения и размера охранных целиков; устройство в про-
филактических целях фильтрующих водозащитных перемычек, водонепрони-
цаемых перемычек с дверями, применение водонепроницаемой (водоудержива-
ющей) крепи на штреках и в стволах; выбор систем разработки и порядка веде-
ния очистных работ с учетом наличия опасных по гидрогеологическим условиям
зон; разделение шахтного поля на отдельные выемочные поля с оставлением
между ними временных охранных целиков; устройство водозадерживающих пере-
мычек для ограждения частей шахтного поля; выбор направления линий очист-
ных забоев, направлений их подвигания и выемки полезного ископаемого; при-
менение способов управления кровлей, соответствующих физико-химическим
свойствам водоупорных слоев; снижение напряжений па границах очистных
выработок со штреками.
Между полями двух соседних шахт оставляют барьерный целик шириной
40 м, па шахтах по добыче камня и каменной соли ширина барьерного целнка
составляет не менее 50 м по обе стороны границы горного отвода, т. е. линии
разграничения полей двух шахт.
Выбор материала для возведения перемычек зависит от возможной величины
гидростатического давления. Применяют отбеленный чугун, стальное литье или
стальные детали, соединенные сваркой, заклепками или болтами. Тело пере-
мычки — каменная (кирпичная) кладка, бетон или железобетон.
Пассивная защита (табл V.3) применяется в тех случаях, когда все другие
способы защиты от воды не дают удовлетворительных результатов. Цель пассив-
ной защиты — отвод поступающих в подземные выработки вод и растворов и
сведение к минимуму наносимого ими ущерба [89].
Если установки главного водоотлива располагаются иа наиболее глубоком
(концентрационном) горизонте, то вода с верхних горизонтов спускается по
трубам к насосам главного водоотлива или откачивается иа поверхность вспомо-
гательными водоотливными установками. Если установки главного водоотлива
располагаются на одном из верхних горизонтов, а приток иа нижележащие го-
ризонты незначителен, то вода с нижних горизонтов перекачивается к установке
главного водоотлива.
Вода из зумпфов проходимых шахтных стволов откачивается проходческими
бадьями (при притоках, не превышающих примерно 30 л/мин), подвесными илн
погружными насосами.
Для заполнения трещин и уплотнения пород применяют способы нагнета-
ния, замораживания и специальные. Пустоты заполняют цементным раствором,
грубодисперсными суспензиями (цемент с соответствующими добавками), коллоид-
ио-дисперсиыми (жидкое стекло) и иоино-молекулярио-дисперспыми составами
(мочевиио-формальдегидиая смола). Размер трещин, при котором допускается
уплотнение цементом, должен быть ие менее 0,22 мм, так как цемент содержит
зерна, достигающие 0,1 мм. Для задержки зашламованных песков и очистки про-
рвавшейся воды возводят фильтрующие перемычки.
Водозащитные перемычки возводят там, где породный массив представлен
устойчивыми, имеющими невысокую трещиноватость н водопроницаемость
породами, способными воспринимать возникающее давление иа перемычку.
При конструировании перемычек (рис. V.5) должно соблюдаться условие
Тп >• Тс.м > тСц,
(V.24)
где тп — прочность пород иа срез, Па; тс. м—прочность строительного мате
риала иа срез, Па; тСц — прочность сцепления между породой и материалом
перемычки, Па.
По Ф. Меииекиигу толщина цилиндрической перемычки
(V.25)
254
Рнс. V.5. Конструкции перемычек:
а — выпуклая с вертикальной осью: 6 — сферическая, в — многослойная сферическая или
цилиндрическая; г — комбинированная; д — зубчатая пробка; е — ряжевая; м — V-
обраэиая; а — Х-образиая; 1 — защищенная от воды сторона; 2 — напорная сторона:
3 — лаэ; 4 — плоскость среза; 5 — уплотняющий или эластичный слой; 6 — часть пере-
мычки, не испытывающей давления; 7 — часть перемычки, воспринимающей давление;
в — крестообразная армировиа; 9 — стальные стержни против сдвига
толщина сферической
(V.26)
где Р — давление стоячей воды, Па; <тДОп — допустимая сжимающая нагрузка
на материал перемычки, Па; гВц — внешний радиус свода (м),
S
fD'1 =-Fsm7“’ ’
(V 27)
где S — пролет свода, м; <р — половина центрального угла основного круга
перемычки, градус.
Длина перемычки (м)
РРв.п'
Утм.сС ’
(V.28)
где Епп — площадь поперечного сечения выработки в месте возведения пере-
мычки, м2; U — периметр выработки, м; тч.с — предельное сопротивление ма-
териала перемычки срезу, Па; С= 0,5-е-0,6 (по Е. П. Калмыкову) — коэффи-
циент, характеризующий связь перемычки с породой. Если перемычка имеет
255
вырез со стороны скопления воды, то дополнительно рассчитывается минимально
допустимая длина перемычки
ivm)
где аиз — допустимые напряжения растяжения при изгибе строительного ма-
териала, Па.
Затопление выработок шахты применяют с целью защиты зсмиой поверх-
ности, шахтных стволов и соседних шахт от вредного воздействия систем горных
выработок. Эго имеет важное значение для разработки соляных залежей. Приме-
нение насыщенного раствора MgCl2 на карналлитовых шахтах надежно предотвра-
щает любое проявление растворения окружающих пород.
ГЛАВА 3
ОСУШЕНИЕ ШАХТНОГО ПОЛЯ
Необходимость специальных осушительных мероприятий на месторожде-
ниях, разрабатываемых подземным способом, определяется следующими природ-
ными и горнотехническими факторами: большими динамическими притоками
подземных вод, вызывающими осложнения в проведении горных работ; расколь-
матацией тектонических зон и карстовых полостей, заполненных песчано-глиии-
стым материалом под воздействием ^высоких гидростатических напоров, обвод-
ненностью пород в зоне обрушения, приводящей к возникновению прорывов
разжиженных пород и воды в очистные выработки; наличием тектонических
зон, но которым возможно возникновение деформаций в горных выработках;
высокой агрессивностью подземных вод, оказывающих разрушительное действие
па горное и горно-трансиортиое оборудование; наличием неустойчивых обвод-
ненных рыхлых пород в кровле и почве выработок (а также руд), склонных к раз-
моканию, разбуханию, пучению и текучести; недостаточной прочностью водо-
упорных пород для удержания гидростатических напоров в кровле и почве гор-
ных выработок; близостью водотоков, связанных с подземными водами.
Для осушения шахтных полей применяют следующие способы, поверх-
ностный - при помощи водопонижающих и поглощающих скважин, заклады-
ваемых с поверхности земли; подземный — при помощи дренажных устройств,
Рис. V.O. Водонепроницаемая перемычка на 4,0 МПа иа откаточной выработке:
I — лебедочная камера; 2 — перемычка: 3 -• камера стального затвора
256
Ожидаемые притоки воды на Яковлевском руднике, м3/ч
Рабочие и водоносные горизонты В период строитель- В период эксплуа-
Дрепажио-вситиляционный (—300 м) 4310 4010
Известняки карбона 2500 2200
Пески кслловся 510 510
Песчаники волжские 460 460
Пески ссноман-альбские 840 840
Рабочий (—380 м) — рудная толща и вмещающие 260 260
породы Подготовительно-дренажный (—460 м) 450 520
Всею 5020 4790
закладываемых из подготовительных и эксплуатационных горных выработок
рудника (сквозных и забивных фильтров, горизонтальных и восстающих дре-
нажных и разгрузочных скважин, а также специальных горных дренажных
выработок — штреков, квершлагов и т.н), комбинированный — сочетающий
средства указанных способов.
Наиболее характерным является опыт осушения на Миргалимсайском место-
рождении.
Миргалимсайское рудное поле расположено на стыке двух крупных гидро-
геологических районов, к северу от месторождения в мощной толще карбонатных
пород палеозоя (мощность 1200—1500 м) формируется крупный бассейн трещинно-
карстовых вод, а с юга в пределах предгорной равнины к месторождению примы-
кает обширный артезианский бассейн подземных вол верхнего мела.
Главную роль в обводнении месторождения играют подземные воды тре-
щинно карстового типа всей карбонатной толщи палеозоя.
Общие водопрнтоки в горные выработки на максимальном режиме поступ-
ления подземных вод составляют 20 000—22 000 м*/ч, иа минимальном — 8000—
9000 м3/ч Гипроцветмет совместно с Гидропроектом и трестом «Шахтоосушение»
разработали несколько вариантов защиты рудника от обводнения. Принятое
в проекте решение заключается в том, что обводняющие месторождение притоки
воды принимаются в горные выработки, проходимые в первую очередь.
Вся вода с вышележащих горизонтов перепускается иа главные откаточные
горизонты и по специально пройденным (параллельно откаточным штрекам и
ниже их на 5 м) дренажным штрекам направляется к мощным ступенчато распо-
ложенным насосным станциям производительностью до 20 000 м3/ч н далее отка-
чивается на поверхность, где равномерно распределяется потребителем.
Средняя глубина подъема волы при откачке составляет 312 м. С развитием
горных работ па глубину увеличивается высота подъема воды.
Дренажные выработки пройдены в районе основных водотоков до начала
эксплуатационных работ. Это обеспечивало снижение уровня подземных вод
н гидростатических напоров в районе очистных работ, а также способствовало
расширению депрессноиной воронки
На главных откаточных выработках, где ожидались максимальные водо-
прнтоки, для защиты рудника от внезапных прорывов воды построены водо-
непроницаемые перемычки (рис. V.6). Перемычка состоит из стального затвора
и железобетонного тела, в котором заложены трубы для аварийного выхода
людей, пропуска воды, сжатого воздуха и прокладки кабелей автоматики и
сигнализации. При давлении до 6,0 МПа стальной затвор перемычки сваривается
9 П/р В. А. Гребенюка и др. 257
и
2Ь 25 26
из листовой стали в виде замкнутой коробки, разделенной перегородками на
отдельные отсеки. При случайном попадании воды через неплотности сварных
швов внутрь затвора может возникнуть давление, способное разорвать затвор.
Для погашения такого давления в обшивке двери, противоположной давлению
воды, просверливаются в каждом отсеке отверстия для свободного ее истечения.
Расчет затвора перемычки на гидростатическое давление сводится к определению
необходимой толщины листов, из которых ои будет изготовлен, а также высоты
сварных швов. При нормальной эксплуатации рудника стальной затвор поднят,
а когда возникает угроза появления воды, затвор плавно опускается лебедкой.
Многолетняя практика эксплуатации таких перемычек, построенных на давле-
ние от 1,6 до 6,0 МПа, показала нх надежность, н оин неоднократно спасали
рудник от затопления.
К числу наиболее обводненных относятся месторождения железной руды
КМ А.
Для Яковлевского рудника (табл. V.4) принят комбинированный способ
осушения при помощи водопонижающих скважин с поверхности, сквозных
фильтров, дренажных выработок и восстающих скважин (рис. V.7).
Эксплуатация рудника будет производиться под защитой дреи в известня-
ках карбоиа (кольцо дреиажиых штреков н вертикальных скважин).
§ 93. Условия применения способов и систем осушения
Поверхностный способ применяется для осушения пород, обладающих вы-
сокой водопроницаемостью; для защиты от подземных вод участков шахтных
стволов при осушении рудников вблизи крупных водоемов и водотоков, свя-
занных с подземными водами (особенно в карстовых районах).
Подземный способ применяется для осушения пород, обладающих слабой
водопроницаемостью; при небольших напорах подземных вод; для осушения
карстовых и тектонических зои, из которых возможны прорывы песчано-глини-
стого материала в подземные выработки.
Комбинированный способ целесообразен при большой мощности и высоких
напорах подземных вод; при осушении рудников вблизи крупных водоемов и во-
дотоков, тесно связанных с осушенным горизонтом.
Комбинированный способ применяется также в случае, если подземный
способ но срокам выполнения горных работ невозможен и требуется предвари-
тельное осушение. При подземном и комбинированном способах в качестве дре-
иажиых выработок используются подготовительные н эксплуатационные вы-
работки рудника. В случае невозможности их использования нз-за особенностей
горных работ, а также в сложных гидрогеологических условиях предусматри-
вается проходка специальных дренажных выработок.
Линейные системы осушения состоят из одного или двух рядов дренажных
устройств вертикального или горизонтального типа и применяются' при устрой-
стве перехватывающих завес в потоках ограниченной ширины типа аллювиаль-
ных; осушении месторождений с крутым и наклонным залеганием водоносных
8 — пески келловейские; 9 — глины бат-байосса; 10 — известняки карбона; 11 — руда;
12 — сланцы кристаллические, филлитовые и др.; 13 — переотложенная руда; 14 —стати-
ческий уровень воды маастрихтского водоносного горизоита;/5 — статический уровень
воды рудокрнсталлического и карбонового горизонтов; 16 — то же. келловейского; 17 —
статический уровень воды сеиомаи-альбского, волжского и туронского горизонтов; 18 —
сниженный уровень воды при работе скважин на маастрихтский горизонт; 19 — снижен-
ный уровень воды при работе сквозных фильтров и поглощающих скважин на сеноман-
альбский горизонт; 20 — то же, на волжский горизонт; 21 — то же. на келловейский го-
ризонт; 22 — уровень карбонового горизонта при работе водопонижающих скважин,
23 — уровень рудоиристаллического горизонта при работе горизонтальных и наклонных
дренажных скважин; 24 — скиповой ствол; 25 — клетевой ствол; 26 — воздухоподающий
ствол; 27 — выработки внешнего дренажного кольца: 28 — выработки внутреннего
дренажного кольца; 29 — квершлаг первого рабочего горизонта; 30 — квершлаг второго
рабочего горизонта), б — схема дреиажиых устройств (/ — стволы шахт; 2 — горные
выработки; 3 — рудная залежь; 4, 5, 6 — водопонижающие скважины соответственно па
карбоновый, келловейский, маастрихтский водоносные горизонты; 7, 8, 9 — сквозные
фильтры н поглощающие скважины соответственно на бат-байосскнй, келловейский,
волжский и сеномак-альбский водоносные горизонты)
259
слоев с высокой водопроницаемостью, устройстве завес в полуограничеиных
пластах и при расположении рудника вблизи реки, для сработки напоров под-
земных вод под протяженными горными выработками
В контурных системах водопонижающие скважины, сквозные фильтры
и другие дренажные устройства располагают по периметру зоны сдвижения
пород или отдельных участков рудного поля Применяются в условиях неогра-
ниченного или полуограпиченного в плане водоносного пласта, при горизон-
тальном залегании водоносных слоев с различной водопроницаемостью
Кустовые системы вертикальных и горизонтальных дренажных устройств
применяются прн зональной трещиноватости или закарстоваппости водоносных
пород при наличии тектонических зои, характеризующихся повышенной водо-
проницаемостью и водообильностью пород, при значительной изменчивости
гипсометрии подошвы осушаемого-слоя
При разработке систем осушения учитывается возможность отклонения
фактических гидрогеологических параметров от данных разведки, а также не-
обходимость обеспечения непрерывной работы дренажных устройств, для чего
в проектах предусматривается резерв дренажных устройств в зависимости от
сложности условий осушения (в процентах к основному объему) водопонижа-
ющие, водопоглощающие, наблюдательные скважины и сквозные фильтры —
от 20 до 50 %; горизонтальные, восстающие, разгрузочные скважины и забивные
фильтры — от 30 до 50 %; коитролыю-разведочные скважины — 50 %.
§ 94. Дренажные выработки и шахты
Подземные дренажные выработки применяются для непосредственного
дренажа вскрываемых горных пород; заложения дренажных устройств (сквоз-
ных фильтров, восстающих, наклонных н горизонтальных скважнн, а также труб-
чатых колодцев н т. п.) в целях дренирования пыше- и нижележащих водоносных
горизонтов; приема воды из эксплуатационных подземных выработок; отвода
дренируемой воды из шахты (водоотводные штреки и штольни, Туннели и нр )
Распространены следующие режимы эксплуатации дренажных шахт или
отдельных дренажных выработок: иезатопляемый, когда затопление дренажных
выработок недопустимо даже иа короткое время, кратковременно затопляемый,
когда выработки могут заполняться водой частично или полностью на короткое
время, в период интенсивных паводков или в результате прорыва подземных вод;
затопляемый, когда выработки продолжительное время нлн постоянно бывают
частично или полностью затоплены водой (водоотводные штреки и водосбор-
ники).
Размеры поперечных сечений дренажных выработок, водоотливных канавок
в дренажной шахте, их крепление и расположение должны соответствовать
СНиП П-М 4-65
При бурении подземных водопонижающих и других скважин из специаль-
ных буровых камер расстояние от дренажных выработок, габариты, сечения
и вид крепления этих камер, а также организацию проходческих н буровых
работ определяют проектом
Буровые камеры должны быть обеспечены постоянным проветриванием и
путями для транспорта необходимых материалов.
Нормальный приток воды в дренажную шахту определяют по средней водо-
обильиости года, максимальный — по наиболее водообильному периоду года.
При наличии весьма значительных притоков или возможности внезапных
прорывов воды в дренажных шахтах предусматривают специальные водоотвод-
ные штреки, проходящие параллельно дренажным штрекам иа более низких
отметках.
Для сброса воды из дренажных штреков в водосборные предусматривают
между этими штреками специальные сбойки
Водоотводящие штреки могут быть использованы в качестве дополнитель-
ной емкости водосборников насосной станции.
Выработки околоствольиого двора и водоотливного комплекса (насосная
станция, подземная электроподстаиция, водосборники и ходки) дренажной шахты
260
отделяются от остальных дренажных выработок герметическими перемычками,
рассчитанными на максимально возможное гидростатическое давление в шахте.
Дренажные выработки отделяются герметическими перемычками от эксплуа-
тационных выработок.
Проветривание дренажных шахт производится в соответствии с ЕПБ для
подземных работ. Подачу свежего воздуха в дренажные шахты, опасные по газу
н пыли, предусматривают по стволам, у которых располагаются главные насос-
ные станции
Способ проветривания околоствольного двора насосной камеры централь-
ного водоотлива и центральной электроподстапции, на случай временного затоп-
ления дренажных выработок прн закрытых герметических дверях, определяют
проектом
§ 95. Дренажные устройства
Водопонижающие скважины применяют для осушения падрудных и подруд-
иых водоносных горизонтов при коэффициенте фильтрации осушаемых пород
более I м/сут в безнапорных водоносных горизонтах мощностью не менее 5 м
и более 0,3 ,м/сут в напорном горизонте независимо от его мощности, если ставится
задача снизить пьезометрический уровень воды.
Если из двух водоносных горизонтов нижний более водообильпын, то сква-
жины бурят па оба горизонта Если верхний горизонт более водообильный, бурят
раздельные скважины на каждый горизонт.
Сквозные фильтры предусматривают для дренирования надрудных водонос-
ных горизонтов, залегающих на значительной высоте над горными выработками;
для поддержания нлн снятия напора воды, оставшейся в водоносном пласте прн
предварительном осушении водопонижающими скважинами. В этом случае
сквозные фильтры переоборудуются из водопонижающих скважин.
Иглофильтровые установки предусматривают для временного (прн прове-
дении горных выработок) дренирования песчаных отложений со слабой водо-
отдачей и понижения уровня воды до 4,5 м.
Наблюдательные скважины закладывают раздельно на каждый водоносный
горизонт и располагают их по поперечникам, проходящим через месторождения,
в том числе через участок первоочередных горных работ.
Контрольно-разведочные скважины служат для уточнения местоположения
водопонижающих скважин, выбора конструкции и типа эксплуатационного на-
соса.
Способ бурения водопонижающих, разгрузочных, поглощающих, кон-
трольно-разведочных, дренажных и наблюдательных скважин, трубчатых водо-
понижающих колодцев и сквозных фильтров зависит от глубины бурения и свойств
пород (табл. V.5).
Таблица V.5
Условия применения различных способов бурения скважин для дренажных
устройств
Способ бурения Максималь- ная глуби- на бурения, Начальный н конечный диаметры. Породы
Ударно-канатный 100—150 900-148 Валунно-галечнико-
Вращательный; колонковый 500 250-110 вые и закарстоваппые Любые
роторный 500 400-130
роторный с обратной про- 200-300 2000-500 Осадочные
реактивно-турбиниый 700 1020-590 Любые
261
Колонны обсадных труб, служащие для временного закрепления стенок
скважины в процессе ее бурения, подлежат полному извлечению Извлечение
труб из скважины производится таким образом, чтобы верхний обрез обсадной
трубы, оставшийся в скважине, находился выше башмака предыдущей колонны
не менее чем на 3 м прн глубине скважины до 50 м н не менее чем па 5 м прн
большей глубине скважины
Диаметр бурения скважнпы под фильтровые колонны с дырчатым, щелевым,
сетчатым и каркасно-стержневым фильтром принимают па 50—100 мм больше
наружного диаметра фильтра, а при фильтре с гравийной засыпкой — на 200—
400 мм.
Скважины в зависимости от конкретных условий бурения крепят обсадными
трубами из стали (ГОСТы 632—80, 10704—76, 6238—77), нержавеющей стали,
асбоцемента или пластмассы.
Зазор между колонной обсадных труб и стенкой скважины зависит от геоло-
гического разреза и выхода из-под башмака предыдущей колонны, для скважин
диаметром до 700 мм принимается 50—100 мм, для скважин диаметром более
700 мм — 100—160 мм.
Для цементирования скважин применяют тампонажный портландцемент
(ГОСТ 1581—78) с плотностью 3,05—3,2 г/см3.
Высоту подъема цементного раствора в затрубном пространстве принимают
ие менее 3 м.
Высота обсадных труб, на которых монтируется оголовок, определяется
проектом, ио не меиее 500 мм над поверхностью земли.
Конструкция разгрузочной скважины должна исключать возможность
обводнения пластов, залегающих выше дренируемого водоносного горизонта.
Устья разгрузочных скважин, буримых на высокопапорные водоносные гори-
зонты, оборудуют протнвовыбросным комплексом (задвижки, превентор), а на
период эксплуатации — водовыггуском с задвижкой и манометром.
Минимальный диаметр сквозного фильтра определяют в зависимости от его
пропускной способности и возможности использования инклинометра для заме-
ров углов искривления (зенитного и азимутного) с целью определения координат
забоя. Во избежание прорыва подземных вод в горные выработки затрубное
пространство сквозного фильтра цементируют, а перед вскрытием (подрезкой)
сквозного фильтра дренажными выработками предусматривают специальные
мероприятия, определяемые проектом (установка резиновою тампона, предо-
хранительной пробки и т. д.).
Конструкция поглощающей скважины должна исключать возможность
поглощения воды в водоносные пласты, расположенные между дренируемым
и поглощающим горизонтами.
Бурение восстающих скважин на водоносные горизонты в устойчивых по-
родах с напором свыше 50 м ив рыхлых породах с напором свыше 20 м
предусматривают через превенторы, устанавливаемые па кондукторах.
Конструкции контрольно-разведочных скважин разрабатывают с учетом
обеспечения замеров уровня воды в процессе откачек и надежной изоляции
дренируемого водоносного горизонта.
Погружение иглофильтров предусматривают гидравлическим способом, а при
невозможности гидравлического погружения иглофильтры устанавливают в спе-
циальные пробуренные скважины.
Конструкция наблюдательных скважин должна обеспечивать надежную
изоляцию водоносного горизонта.
Тип фильтра для водопонижающих скважин и колодцев, сквозных фильтров,
поглощающих, контрольно-разведочных и наблюдательных скважин зависит
от пород водоносного горизонта (табл. V.6).
В скальных н полускальных устойчивых породах установки фильтров ие
требуется, за исключением водопонижающих скважин, которые оборудуются
перфорированными трубами до глубины спуска погружного насоса.
Длину фильтра при мощности пласта до 10 м принимают равной этой мощно-
сти. При большей мощности пласта длина фильтра определяется расчетным путем.
Фильтровые колонны оборудуются центрирующими устройствами (фона-
рями), устанавливаемыми через каждые 10 м.
262
Таблица V.C
Водоприемные фильтры
Характеристика пород водоносного горизонта Тнп н конструкция фильтров
Полускальныс, галечники с круп- ностью частиц от 20 до 100 мм (более 50 %) Гравий, гравелистый песок с круп- ностью частиц от 1 до 10 мм прн преобладании частиц от 2 до 5 мм (более 50 %) Пески крупные с преобладающим размером частиц 1—2 мм (более 50 %) Трубчатый, с круглой и щелевой перфо- рацией Трубчатые, с водоприемной поверх- ностью из проволочной обмотки или штампованного стального листа Трубчатые, с водоприемной поверх- ностью из проволочной обмотки, штам- пованного стального листа или нз сет-
Пески средние с преобладающей круп- ностью частиц от 0,25 до 0,5 мм (бо- лее 50 %) ки квадратного плетения Трубчатые, с водоприемноп поверх- ностью из сеток гладкого (галунного) плетения нли с песчаио-гравнипой об- сыпкой
Пески мелкие с преобладающей круп- ностью частиц 0,1—0,25 мм (более 50 %) Трубчатые, с песчапо-i равниной обсып- кой
В гравийных фильтрах в качестве обсыпки применяют песок, гравий, пес-
чано-гравийные смеси. Зерновой состав песчаио-гравнйной обсыпки подбирают
из условий
=8- 12,
“Ю
где Dw — размер частиц, масса которых в обсыпке .составляет 50 %; dso —
размер частиц, содержание которых в породе водоносного пласта составляет
При выборе сеток для фильтров размеры отверстий сетки определяют в соот-
ветствии с гранулометрическим составом пород водоносного слоя
ГЛАВА 4
ОЧИСТКА И ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ШАХТНЫХ ВОД
Охрана окружающей среды от загрязнения сточными водами промышленных
Предприятий, в том числе шахтными водами, стала проблемой государственной
важности. Принятые н утвержденные в декабре 1970 г. Верховным Советом СССР
«Основы водного законодательства СССР и союзных республик» определили по-
рядок пользования природными водными ресурсами нашей страны, а разрабо-
танные и выпущенные в развитие этого закона нормативные документы устано-
вили порядок и условия сброса стоков предприятиями. В связи с этим необходимо:
создавать тщательный контроль за составом шахтных вод, разрабатывать новые
методы очистки, применять эффективные очистные сооружения, а при нараста-
ющем дефиците свежей воды — максимально использовать шахтные воды для
технического водоснабжении, особенно на обогатительных фабриках.
Рациональное использование и очистка шахтных вод являются составной
частью комплекса мероприятий по защите горных выработок от подземных и
поверхностных вод при строительстве и эксплуатации.
263
Показатели, характеризующие качество воды
Таблица V.7
Показатель Состав воды, характеристика показателей Метод определения
Физико-химические свойства
Окраска
Мутность, прозрачность
Температура
Общая минерализация
(сухой остаток)
Жесткость:
карбонатная
иекарбонатная
Агрессивность
сульфатная
общекислотная
Коллоидные соединения железа, меди, марганца и других металлов, гу-
миновые вещества, а также водоросли
Грубо-тонкодиспсрсиые вещества, изменяющие интенсивность светорас-
сеяния
Зависит от климатических условий. Ускоряет или уменьшает скорость
химических реакций
Минеральные ионы (К+, \’а+, Mg2+, Са2+, SOJ", О", РЬ2+ и т д )
Соли кальция и магния
1 ндрокарбонаты кальция и Mai ния Са (НСО3)2, Mg (НСО3)2, CaCOj, .MgCO3
Хлористые и сульфатные соединения (MgCl2, СаС12, MgSO4, CaSO4)
Наличие ионов SOJ", С1", кислот (H2SO4HC1), угольной кислоты и т. д.
Выщелачивание бетона го реакциям Са2* + SO4 -г 2Н2О ->• CaSO4-2H2O;
3 CaSO4 + CaO • А12О3 +• 31Н2О -> СаО • А12О3 • 3 CaSO4 -31 Н2О
При содержании сульфатов 300—800 мг/л — слабоагресснвная, более
800 мг/л — агрессивная
Химическая и электрохимическая коррозия — воздействие па металл
кислородом, углекислотой, сероводородом, метаном, хлором н другими
окислителями. 4 Ес + ЗО2 -* 2 Fe2O3
Калориметрический
Весовой, фотоэлектрока-
лориметром
Измерение термометром
Химический
Химический
Органолептические свойства
Запах и вкус
Бактериальные загряз-
нения
Минеральные (сероводород, соединения железа, марганца, хлориды, суль-
фаты) и биологические (от гниения растений, лучистых грибков и т. д)
примеси
Микроорганизмы, бактерии (патогенные); микроорганизмы, участвующие
в окислительно-восстановительных процессах
Химический, биологиче-
ский
Микробиологический,
химический
Под качеством воды понимается совокупность физических, химических, орга-
нолептических и бактериологических показателей, определяющих се свойство
и пригодность для использования
Качество воды устанавливается лабораторными анализами отобранных
проб (табл. V 7).
§ 96. Классификация вод и примесей
Существуют различные виды классификаций: по общей минерализации,
по преобладающему катиону или аниону, по содержанию отдельных солей.
Известны попытки классифицировать воду соответственно общим условиям,
в которых формируется их химический состав, а также по гидрохимическому
режиму водоемов.
Классификация вод по их минерализации
Минерализация
Воды растворенных
веществ, г/л
Пресные............. до 1
Солоноватые .... 1—25
С морской соленостью 25—50
Рассолы............. свыше 50
Классификация С. А. Шукарева основана па делении вод но шести главным
ионам Na*, Са2*, Mg2*, SO2'. Cl-, IICOj.
По сочетанию катионов и анионов можно различить 49 вод по качеству.
Классификация О. Л. Алехина сочетает принцип деления воды по преоб-
ладающим анионам и катионам с делением по количественному соотношению
между ними. Все воды сначала делятся по преобладающему аниону на три класса:
гидрокарбонатные (HCOj) и карбонатные (COJ-), сульфатные (SOj~), хлорид-
ные (С1 ). Каждый класс по преобладающему катиону далее подразделяется
на трн группы кальциевую, магниевую и натрий-калневую Каждая группа
в свою очередь подразделяется на три вида вод, определяемых соотношением
между ионами в элементах.
I вид HCOj > Са2* + Mg2*;
11 вид HCOj < Са2* Ь Mg2* < HCOj + SOf;
III вид HCOj -p SO}- < Са2* + Mg2* или СГ > Na*.
Дополнительно введен IV вид вод, характеризующийся отсутствием НСО3
Значительный интерес для очистки шахтных вод представляет классифика-
ция примесей в природных и промышленных водах с учетом способов очистки
вод, разработанная Л А. Кульским. Все многообразие загрязнений природных
н промышленных вод объединено в ограниченное количество групп с общим для
каждой группы набором методов водоочистки (табл. V.8).
Солевой состав шахтных вод обусловлен совокупным действием различных
факторов, основными из которых являются: литолого-минеральный состав горных
пород, условия питания водных горизонтов, длительность контакта воды с гор-
ными породами и рудами, интенсивность водообмена, климат. Кроме того, про-
текая по горным выработкам, эти воды увлекают с собой отходы производства
(частицы руды, обломки крепежного дерева, нефтепродукты, масло и т. д),
а также бытовые отбросы. Характерной особенностью шахтных вод является
наличие в ией примесей, по составу соответствующих полезному ископаемому.
Так, воды рудников черной металлургии обладают большой дисперсностью
взвешенных в них веществ (медленно осаждающиеся в неподвижной воде), содер-
жат большое количество растворенного железа, вследствие чего вода приобретает
специфическую красно-бурую окраску. Примеси этих вод представлены хлори-
дами, сульфатами, калием и натрием. Отмечается также повышенное содержание
ионов кальция и магния.
265
Классификация примесей воды по их фазово-дисперсному coctoi
Гетерогенные системы
Взвеси (группа I) Супеси, обусловливающие мутность Коллоидные растворы (группа И). Коллоиды и высокомолекулярные соеди- нения, обусловливающие онисляемость и цветность воды, а также вирусы
микроорганизмы и планктоиы
Механическое безрсагентное разделение (седиментация, фильтрование, миннпроцежи- вание, центрифугирование) Окисление (хромом, дву- окисью хлора, озоном и др )
Осаждение с помощью реаген- тов с последующим отстаива- нием и фильтрованием Адсорбция па гидроокисях алюминия и железа иа высо- коднсперсных глинистых минералах с последующей коагуляцией
Адгезия па гидроокисях алю- миния и железа, глинистых ми- нералах с их последующим удалением из воды отстаиванием и фильтрованием Воздействие на вирусы оки- слителями; излучением (ультразвуковым и др ); ионами тяжелых металлов (меди, серебра); замутнива- телямн с последующим уда- лением их из воды
?нню и процессы, используемые для их удаления
Молекулярные растворы (группа 11). Газы, растворимые в воде, органические вещества, придающие ей запах и привкус Ионные растворы (группа 1) Соян, кислоты, основания, придающие воде жесткость н щелочность
Десорбция газов и легколету- чих органических соединений при аэрировании Перевод ноной в малодиссо- циированиые соединения, об- разование комплексных ионов
Окисление (хромом, двуокисью хлора, озоном, перманганатом и др.) Перевод ионов в малораство- римые соединения. Окисление закисных форм металлов
Адсорбция иа активирован- ных углях и других сорбентах Фиксация ионов иа твердой фазе ионитов (Н-катионнрова- иие, ОН-аиионированне)
Гетерогенные системы
Взвеси (группа 1). Супеси, обусловливающие мутность воды, а также патогенные микроорганизмы н плаиктоны Коллоидные растворы (группа 11) Коллоиды и высокомолекулярные соеди- нения,* обусловливающие окисляемость н цветность воды, в также вирусы
Агрегация флокулянтами (зо- лями кремииекнслоты, ПАА, ВЛ-2 и др ) Агрегация флокулянтами
Флотация -
Воздействие на патогенные мик- роорганизмы п споры, окисли- телями (хлором, иодом, дву- окисью хлора, озоном и др.); излучением (ультрафиолето- вым, ультразвуковым и др.); ионами тяжелых металлов (ме- ди, серебра), замутнивателями с последующим удалением их из воды
Продолжение табл. V.8
Гомогенные системы
Молекулярные растворы (группа 11) газы, растворимые в воде, органические вещества, придающие ей запах и привкус Ионные растворы (группа 1) Соли, кислоты, основания, придающие воде жесткость к щелочность
Экстракция органическими растворителями (бутилацета- том, этилацетатом, бензолом и др) Сепарация ионов при различ- ном фазовом состоянии; пере- вод воды в газовое состояние (дистилляция); перераспреде- ление ионов в иесмешивающих- ся жидкостях (экстракция), пе- ревод воды в твердую фазу (вымораживание, гндратообра- зование)
Эвапорционная очистка Использование подвижности ионов в электрическом поле (электродиализ)
§ 97. Требования к качеству шахтных вод
и их использдвание
Шахтные воды по своей сущности относятся к водным ресурсам и входят
в общий баланс промышленного водоснабжения и водоотведения предприятий,
расположенных в районе их выдачи.
На предприятиях, расположенных в маловодных районах и с большим
притоком, шахтные воды являются основным источником водоснабжения. Так,
рудники Ачисайского ГОКа полностью обеспечивают потребность комбината
в промышленной воде, а часть сс используется для сельскохозяйственных нужд
В связи с повышенными требованиями к потреблению свежей воды и защите
окружающей среды от загрязнений в последние годы стоки многих предприятий
горнодобывающей промышленности, в том числе шахтные воды, повторно исполь-
зуются в других производствах или добавляются для восполнения потерь воды
в технологическом процессе в системах оборотного водоснабжения.
В исключительных условиях вода, откачиваемая из шахт, может быть ис-
пользована для питьевых и хозяйственно-бытовых нужд.
Качество воды, используемой на производственные цели, устанавливается
в каждом случае в зависимости от назначения ее и требований технологического
процесса с учетом используемого сырья, применяемого оборудования н готового
продукта производства.
Во всех случаях вода должна отвечать следующим основным требованиям-
быть безвредной для обслуживающего персонала;
обеспечивать высокие техпнко-экономическне показатели производства;
не обладать сильными коррозийными и агрессивными действиями на аппа-
ратуру, трубопроводы, строительные конструкции и сооружения;
при сбросе вод в близлежащие водоемы или на рельеф местности соответ-
ствовать «Правилам охраны поверхностных вод от загрязнений сточными водами»,
введенными в 1975 г., и дополнительным перечнем примесей, предельно допусти-
мых концентраций (ПДК) в воде водоемов санитарно-бытового водопользования
(№ 1842—78 от 17 апреля 1978 г) и для воды рыбохозяйственных водоемов
(№ 30—11 — 11 от 21 января 1980 г.).
Всесоюзный иаучно-нсследовательскнй институт водоснабжения, канали-
зации, гидротехнических сооружений и инженерной гидрогеологии (ВОДГЕО)
Госстроя СССР в 1978 г. выпустил «Укрупненные нормы водопотребления и водо-
отведении для различных отраслей промышленности» (в рамках Совета Экономи-
ческой Взаимопомощи) с учетом возможности использования различных источ-
ников воды, включая стоки предприятий, шахтные воды в процессе производства
(табл. V.9).
В системах водоснабжения горнодобывающих предприятий при добыче
руды (на карьерах и рудниках) вода используется для бурения, нылеподавления,
гидросмыва и т. д Шахтные воды для этих целей, как правило, не могут быть
использованы, так как содержание примесей в них значительно превышает до-
пустимое. Качество вод, используемых в шахтах и карьерах, должно соответ-
ствовать качеству вод питьевого назначения
При переработке руд на дробильно-сортировочных фабриках вода исполь-
зуется на гидрообеспыливание, охлаждение подшипников н пылевые уплотнения
дробилок, охлаждение смазочного масла, смыв пыли в аспирационных установ-
ках и на уборку помещений.
На обогатительных фабриках вода используется на промывку руды и неруд-
ных ископаемых, на приготовление растворов реагентов, в технологическом
процессе обогащения, на охлаждение подшипников, оборудования и агрегатов
и т. д.
Качество воды на промывку рудных и нерудных материалов не требует спе-
циальной водоподготовки, но должно соответствовать характеристике перераба-
тываемого сырья, применяемым флотореагентам, способу обогащения и т д.
Шахтные воды на обогатительных фабриках могут быть использованы как основ-
ной источник водоснабжения и для восполнения потерь в системах оборотного
водоснабжения. В этом случае качество воды должно соответствовать требованиям,
предъявляемым к технологии обогащения. Научно-исследовательскими инсти-
268
Таблица V9
Примерные требования к качеству оборотной воды при пспользоганин
поверхностных к подземных источников
Показатели Единица Вода 1 категории, используемая для охлаждения оборудова- ния н технологических продуктов в теплообмен- ных аппаратах (через стейку) Вода, используемая в качестве транспорти- рующей, поглощающей, экстрагирующей и дру- гой среды
Охлаждение без огнево- го нагрева поверхно- стей тепло- Охлаждение с огневым нагревом поверхно- стей тепло- обмена рни без (обогащение ископаемых, гидроизо- ляция Н ДР ) III катего- рии с на- гревом (удаление и очистка шснис кок- са и др )
Температура СС Определяется в зависимости от технологического
Взвешенные мг/л процесса До 50 До 20 При гравитации до
вещества Эфирораство- мгл До 20 До 10 10 000 Прн флотации до 200 Не нормируется
рнтель
Запах балл До 3 До 3 До 3 До 4
pH — 6.5-8,5 6,5-8,5 Не порми- 6,5-9,0
Жесткость: мг-экв/л 50
общая
карбонатная мг-экв/л До 3,5 До 2.5 Пс норми- При очистке
Щелочность мг-экв/л Нс более 4 Нс более 3 руется То же газов необ- ходима об- работка То же
Общее содер- мг/л До 2000 До 800 То же Не норми-
жание Ионы хлора мг'л До 350 До 150 руется То же
Сульфат-иоп Железо общ. мг/л До 500 До 250 >
мг/л 1-4 0,5-1 Не норми- »
окнсляемость Перманганатная VI/л До 20 До 20 руется Прн грави- »
хпк мг/л До 200 тации нс нормирует- ся, при флотации Не порми-
ВПК* мг О2'л 15-20 То же
Биогенные элементы в добавляемой воде:
азот общий Ml/л 150 150
фосфор в пе- ресчете на -
Р2О6 э 5 — » в
269
Таблица V.10
Требования к качеству воды, используемой в системах оборотного водоснабжения
обогатительных фабрик, по данным института «Механобрчермет»
Железные руды | Марганцевые руды
Методы обогащения
Показатели
Магнит- парацня Прямая флотация ная Рфло- Гравнта- ционно* магннт- Флотация
Температура, °C 4-4 4-4 4-4 4-4 4-4
Содержание взвешенных частиц в оборотной воде, мг/л:
сгустителей и хвостохра- 1000 1000 юоо 1000 600
инлища
I стадии измельчения и 2500 2500 2500 3000 —
классификации
Содержание масла — 50-60 7-8 — 137
pH 8,2 8,5 11 8,2 8,2
Жесткость, мг-экв/л
общая 34 22 10 31 31
карбонатная 3 3 — — —
Щелочность, мг-экв/л — — — 3-4 3-4
Минеральный остаток 9285 4500 2400 До 10 000 Не выше 6000
Содержание, мг/л 2750 200 180 220 220
Mg2* 247 150 12 240 240
СГ 5220 2100 760 1100 1100
SO2’ 706,9 800 1600 1950 1950
ХПК, мг О3/л - - - 160 200-300
тутами разработаны основные требования к качеству вод по ряду отраслей про-
мышленности, в частности для обогатительных фабрик черной металлургии
(табл. V.10).
Принципиальная схема водоснабжения обогатительных фабрик цветной
металлургии предусматривает использование шахтных вод с очисткой или без
очистки (рис. V 8).
Широкое распространение получило использование шахтных вод в системах
оборотного водоснабжения па модно-цинковых обогатительных фабриках Урала
(Гайская, Учалинская, Сибайская и др). На этихфабриках шахтные воды кис-
лого состава при смешении со щелочными стоками фабрики создают благоприятные
270
условия для флотации медных
и цинковых минералов На по-
лиметаллических и золотоиз-
влекательных фабриках шахт-
ные воды используются как
основной источник водоснабже-
ния и для восполнения потерь
воды в системах оборотного во-
доснабжения.
§ 98. Очистка
шахтных вод
Выбор схем и методов очи-
стки шахтных вод обусловлен
прежде всего количеством воды
(водопрнтоком), требованиями
к качеству воды, физико-хими-
ческими свойствами воды и осу-
ществляется на основании науч-
но-исследовательских работ, вы-
полненных целевым назначени-
см по выбору схем примени-
тельно к каждому конкретному месторождению. Содержание примесей в шахт-
ных водах практически всех горнодобывающих предприятий превышает пре-
дельно допустимые концентрации (ПДК) Очистка шахтных вод требует отно-
сительно больших затрат на строительство очистных сооружений и их эксплуа-
тацию, в том числе больших земельных отводов под пруды осветлители.
Для повышения интенсификации процессов осаждения взвешенных частиц
исследованы процессы коагуляции, электрокоагуляции, магнитной обработки
воды. Разработаны схемы очистки шахтных вод (рнс. V.9), которые нашли ши-
рокое применение на ряде предприятий угольной промышленности.
I-----
Обогащение
[Сливы I
сгусти- Прочие
твоей
Шахтные
Очистки . Очистка 1 1 „ ’
(или вез (или вез 1 * Очистка
очистки) очистки) 'Сгишсние (или вез очистки)
Отстаивание 6 J востохраиилище
Очистка
(или вез очистки)
Осадок
На дальнейшую пере-
работку с целые ути-
лизации ценныа ком-
понентов
Избыток на сброс
Рис. V.8. принципиальная схема оборотного водо-
снабжения па обогатительных фабриках цветной
металлургии
Хлорная вода
271
Рис. V.IO. Схема горизонтального отстойника:
1 -г направляющая перегородка, 2 — сливной лоток, 3 — скребковая тележка для от-
бора шлама; 4 — подвод воды; S — отвод шлама; 6 — отвод очищенной воды; 7 — скребок
На шахтах и рудниках цветной металлургии схемы очистки шахтных вод
имеют два основных направления:
объединение шахтных вод с хвостами обогатительных фабрик, сброс их
в хвостохраиилище с последующей совместной очисткой от твердых взвесей и
других примесей до кондиций, удовлетворяющих требованиям промышленной
воды для использования в оборотном водоснабжении, или сбросом очищенной
воды в водоемы;
самостоятельная очистка шахтных вод с последующим использованием их
для технологических нужд или сбросом в близлежащие водоемы, или на рельеф
местности.
Совместная очистка шахтных вод и стоков обогатительных фабрик с после-
дующим использованием их для водоснабжения обогатительных фабрик н дру-
гих промышленных нужд, является самым перспективным направлением в реше-
нии проблемы охраны природы от загрязнения
Это направление оправдывается как экономически (исключается строитель-
ство самостоятельных очистных сооружений), так и технологически, так как со-
левой состав шахтных вол близок или аналогичен составу жидкой фазы хвостов
обогатительных фабрик (за исключением реагентов).
Очистка шахтных вод от твердых взвесей начинается в шахте. Твердые
примеси больших размеров задерживаются решетками с крупным и мелким за-
зором, более тонкие отделяются на сетчатых фильтрах различной конструкции
Для очистки применяются несколовушки, отстойники, пруды-осветлители, ис-
пользуются хвостохраиилнща обогатительных фабрик, фильтровальные уста-
новки и т. д.
Для интенсификации процессов осаждения применяются реагенты.
Отстойники. В воде, находящейся в покое или движущейся с неболь-
шой скоростью, взвешенные частицы, плотность которых больше плотности
воды, под действием силы тяжести выпадают в осадок. На этом принципе основано
осветление вод. Скорость осаждения взвешенных частиц зависит от их формы,
ПЛ0ТН0С1И, размеров, температуры и т. д.
Для расчета любых отстойников необходимо знать гидравлическую круп-
ность взвешенных частиц.
В практике очистки вод применяют горизонтальные, вертикальные и радиаль-
ные отстойники.
Горизонтальный отстойник (рис. V.10) представляет собой прямоугольный
вытянутый по ходу движения воды железобетонный резервуар
Длина отстойника (м)
= (V.30)
272
где а = 1,3— 1,82; Un — рас-
четная скорость осаждения час-
тиц в отстойниках, мм/с, опре-
деляется опытным путем; Vcp—
средняя горизонтальная ско-
рость движения воды в отстойни-
ке мм/с; Н = 2,5-s-3,5 — глуби-
на зоны осаждения, м Отноше-
ние LIH принимают не менее 10.
Ширина отстойника (м)
где Q — расчетная производительность установки, нР/ч.
Расчет отстойника можно вести по его площади
а<?
“ 3,6</о ’
(V.32)
Горизонтальные отстойники просты в изготовлении (сборные железобетонные
элементы), но вместе с тем имеют низкие гидравлические и технологические
показатели
Вертикальный отстойник (рнс. V.l 1) — железобетонный резервуар, круг-
лый или квадратный в плане, вода в котором движется вертикально снизу вверх.
Площадь отстойника (ма)
(VW
где (J —коэффициент использования отстойника; Q — производительность от-
стойника, m'Vh; Uq — скорость восходящего потока воды, мм/с.
Для отстойников, используемых в угольной промышленности
Го = F + / = Р (V-34)
где / — площадь камеры хлопьеобразования, м2; t — продолжительность пре-
бывания воды в камере хлопьеобразования, ч; Нк — высота камеры хлопье-
образовання, м.
Радиальный отстойник (рис. V. 12) — круглый железобетонный резервуар,
вода в котором движется горизонтально от центра к периферии в радиальном
направлении. Такне отстойники строятся до 100 м в диаметре.
8
I — сливной лоток, 2 — ферма; 3, 7 — отвод воды; 1 — направляющее устройство; 5 —
скребок; 6 — отвод шлама; 3 — спускной трубопровод
273
Площадь радиального отстойника (м2)
F = 0,2l + (V-35)
где Q — расход воды, м3/ч; Uo — скорость осаждения частиц, мм/с, определяют
исследованиями, f — площадь центральной распределительной зоны, м2.
Достоинством радиальных отстойников является механическое удаление
осадка без его остановки. Осадок с площади отстойника к центру (месту раз-
грузки) перемещается с помощью граблин.
Применение реагентов. При осветлении воды отстаиванием
удаляются частицы крупностью около 5—10 мкм и более. Для удаления более
мелких частиц требуются либо большие площади осветления, либо специальная
обработка частиц реагентами. Обработка воды реагентами с целью интенсифика-
ции процесса осаждения называется коагулированием.
В качестве коагулянта обычно используют: сернокислый алюминий A12(SO4)j,
алюминат натрия Na2/\12SO4, гидроокись алюминия А1(ОН)3, сернокислое же-
лезо Fe(SO4)3, железный купорос FeSO4-7H2O, хлорное железо FeCI3, известь
Са(ОН)2. Действие сернокислого алюминия основывается на его гидролизе, за-
канчивающемся образованием геля гидроокиси алюминия (А12(ОН)3) ] и свобод-
ной углекислоты.
После введения в воду сернокислого алюминия происходят реакции.
A12(SO1)9^2A1’+ 4- 3SO’-;
Л13* + Н2О ^2 А1(ОН)2* + II*;
А1(ОН)2+ 4- Н2О А1(ОН)| 4- Н+;
А1(ОН)Г 4- Н2О А1(ОН)3 4- Н+.
Образующаяся гидроокись алюминия А)(ОН)3 представляет собой коллоидное
вещество, частицы которого заряжены положительно. Между тем, коллоиды,
содержащиеся в природной воде, заряжены отрицательно. Это ведет к нейтрали-
зации зарядов обоих коллоидов, вызывая их взаимную коагуляцию с образова-
нием хлопьев.
Механизм действия железного купороса и других коагулянтов аналогичен.
Для интенсификации процесса осаждения широко применяются, особенно
прн очистке высокоминералнзованных шахтных вод, полнакриломиты. Поли-
мерные цели, обладающие большим количеством адсорбционно-активных групп,
образуют связи между твердыми частицами, т. е. происходит укрупнение мелких
частиц в более крупные. Практика показала, что прн коагулировании сточных
вод известью расход ее для различных производств составляет от 50 до 500 мг/л
активной окиси кальция. Коагулирование сульфатом алюминия обеспечивает
полное осветление от грубодисперсных примесей прн дозе 150 мг/л.
Ввиду разнообразия шахтных вод по происхождению и химическому со-
ставу, а также различного характера (по крупности, форме и т. д.) твердых
взвесей рекомендовать какую-то определенную дозу коагулянта невозможно.
Расход реагентов определяется прн разработке схем очистки в конкретных усло-
виях.
Очистка от катионов тяжелых металлов производится их переводом в мало-
диссоциированное или малорастворнмое состояние, фиксацией на твердой фазе
и электродиализом.
Осаждение ионов в виде гидроокисей или сульфидов достигается путем
обработки воды реагентами (содой, известью, щелочью, сернистым натрием)
и смешением кислых н щелочных вод или стоков других производств.
Критическая величина pH, необходимая для осаждения какой-либо гидро-
окиси,
рн„р = 14 4- 1g У п , (V-3e)
где ПРМе(Он) п — произведение растворимости гидроокиси (табл. V.11); л —
валентность металла.
274
Таблица V.ll
Произведение растворимости и pH осаждения некоторых гндроокнсей|
при [Мея*] = 1 г ион/л
Гидроокись Произве- дение рас- творимости pH Гидро- окись Пронзяеде- творимости pH
°ХТ’ чет °»“т- рас- чет-
AgOH 2-Ю"в 6,3 Zn (ОН)2 1-Ю'17 58 5,5
ме (OiDe 5-10-“ 8,3 Си (ОН)2 5,6-10-20 4.2 44
Мп (011)2 4-10-” 7,3 Сг (ОН), 5.4-10" 21 —— 3.9
Cd (0Н)2 12-10-‘« 6,8 7,0 Bi (ОН)3 4,3-10-Л| 5.8
Fe (0Н)2 is-io-1» 6.6 6,3 А1 (ОН)3 1,9-10-21 3.6 •3.1
Со (0Н)2 2-10-‘« 6.8 6,2 Fe ЮН)3 3,8-10-28 1,6 1 ,и
Ni (0Н)2 6,3-ю-'« 6.7 6,4 Sn (ОН)2 5-10-“ — 1.3
Приведенные в табл. V.l 1 данные могут быть использованы лишь для ориен-
тировочной оценки качества вод по этим примесям, так как па осаждение метал-
лов существенно влияет присутствие других ионов — как катионов, так и анио-
нов. При осаждении двух или нескольких металлов, при одной и той же величине
pH достигаются лучшие результаты, чем при осаждении каждого металла в от-
дельности. Наличие в воде SOj*. Cl- изменяют растворимость гидроокиси, на-
пример, меди. Надо также учитывать, что ряд гидроокисей (цинка, свинца,
меди и др ) растворяется в избытке щелочи с образованием комплексных ионов.
Как и гидроокиси, сульфиды начинают осаждаться при различных зна-
чениях pH. Причем, если гидроокиси образуются только в щелочных растворах,
то сульфиды могут образовываться и в кислых. Например, сульфид цинка начи-
нает образовываться прн pH = 1,5, кобальта и никеля прн pH = 3,3.
Одним из наиболее распространенных методов очистки кислых вод, содер-
жащих медь, является цементация меди на железном скрапе нлн на никелевом
песке. Медь в кислой среде выделяется на железе нлн никеле в виде металла,
а железо н никель переходят в раствор:
Си2+ 4- Fea -> Fe2+ + Cu2 I;
Cu2+ 4- Ni2 -> Ni2+ 4- Cu21
Цементация медн на железном скрапе применяется для грубой очистки
с утилизацией меди. Дальнейшая очистка вод от меди осуществляется, как пра-
вило, с применением извести, т. е. катионы медн переводятся в труднораствори-
мое состояние:
Си2' + ОН -> Си (ОН)г I;
Си2+ { ОН" J СО’-->Си2(ОП)2СО31.
При очистке вод этим методом целесообразно использовать известь третьего
сорта, содержащую недожог (СаСОэ).
Перевод ионов в малорастворимые соединения с последующим осаждением
и удалением осадка целесообразно применять, если шахтные воды содержат
высокие концентрации ионов металлов и если шахтная вода в последующем ис-
пользуется в промышленных целях. Для очистки шахтных вод с низкой кон-
центраций ионов металлов н для доочистки вместо реагентной очистки целесо-
образно применять ионообменные смолы (катиониты КУ-2, сульфоуголь н др.).
Практически во всех случаях прн очистке шахтных вод от ионов тяжелых
металлов экономически оправдывается утилизация их в виде гидроокисей нлн
других соединений.
275
Очистка от кислот (нейтрализация). Шахтные воды наиболее часто содержат
кислоты: сериую, соляную н азотиую. Кислоты можно нейтрализовать любыми
щелочами: едким натром, едким калием, известью, известняком или доломитом,
мелом, магнезитом, содой, отходами щелочей и т. д •
H2SO4 4- 2NaOH -ч- Na2SO4 + 2Н2О,
H2SO4 4- CaO 4- H2O -> CaSO4 4- 2H2O;
H2SO4 + CaCO3 -► CaSO4 -|- CO2 4- H2O,
H2SO4 + Na2CO3 Na2SO4 4- CO2 -|- H2O,
H2SO4 4- MgCO3->- MgSO4 4- CO2 -|- H2O
Концентрация серной кислоты не должна превышать 1,5%, так как прн
более высокой концентрации образующийся CaSO4 выпадает в осадок, покрывает
поверхность нейтрализующей загрузки, затрудняет доступ к пей кислоты, и про-
цесс нейтрализации прекращается.
При наличии в воде ионов тяжелых металлов образуются гидроокнелы,
которые резко снижают процесс фильтрации.
В последние годы широко распространяется метод нейтрализации шахтных
вод путем смешения кислых стоков с щелочными, особенно прн коидициироваини
оборотной воды па обогатительных фабриках
По данным «Уннпромедн» на Учалинской, Гайской и Снбайской фабриках
смешение кислых шахтных вод с щелочными хвостами фабрики в соотноше-
нии I 4 позволяет довести общие стоки хвостохрапилища до необходимого зна-
чения pH н использовать нх в качестве воды в системе оборотного водоснабжения
обогатительных фабрик.
Обессоливание шахтных вод осуществляется дистилляцией, электролизом,
ионным обменом н другими методами.
Затраты па очистку (обессоливание, опреснение) зависят от производитель-
ности установки, содержания примесей в очищаемой воде и от требований, предъ-
являемых к качеству очищенной воды.
Химические методы опреснения и обессоливания воды (например, осаждение
хлоридов в виде хлорида серебра, сульфата в виде сульфата бария) из-за доро-
говизны реактивов могут применяться только для небольших объемов воды.
Электролиз связан с большим расходом электроэнергии.
Стоимость обессоливания воды псемн существующими методами увеличива-
ется по мере повышения содержания в ней примесей, — кроме методов дистил-
ляции и вымораживания, при которых увеличение содержания солей в исходной
воде вызывают увеличение стоимости очистки в меньшей степени.
Стоимость очистки методом дистилляции зависит главным образом от вида
и стоимости гон л ива, стоимость очистки методом электродиализа — от стоимо-
сти электроэнергии.
Считается, что опреснение слабосолоноватых вод (2—3 г/л) наиболее эко-
номично производить ионным обменом, солоноватых (3—8 г/л) — электродиали-
зом, соленых (>10 г/л) — дистилляцией нлн вымораживанием.
Стоимость очистки 1 м3 воды различными методами при содержании 5 г/л,
по данным института «Казмеханобр», находится в пределах 9—40 коп.
Электродиализ. Если ванну перегородить мембраной (табл V 12), а по обе
стороны мембраны установить электроды, соединенные с источником постоян-
ного тока, то катионитовая мембрана будет пропускать только положительно
заряженные ионы, а апиопитовая — отрицательные.
Через обрабатываемую воду (в электродиализаторе), разделенную череду-
ющимися катионитовыми и анноннтовымн мембранами, пропускают постоянный
электрический ток Катионы, двигаясь в направлении к катоду, свободно про-
никают через катионитовые мембраны, ио задерживаются анионитовыми, а анн-
оны наоборот В результате этого из одних ячеек (например, из четных) ноны обоих
знаков выводятся электрическим током в смежные ячейки. Поэтому вода в чет-
ных ячейках будет опресненная, а в смежных с ними — насыщенная солями.
276
Таблица V 12
Свойства мембран, выпускаемых в СССР
Мембраны Размер, мм Прочность иа разрыв. Па Набуха- в воде. Удельное сопротнв* ление в 0,1 Н рас* творе, Селектив-
Катиони- тов ые МКК 1000Х 500X0,2 1100-1200 7-8 90-100 0,95-0,96
МК-40 1000X 500X 0.3 1300—1500 11-12 150-180 0.96-0,97
Аннонн- товые МАК 1000Х 500Х Х0.15 1150-1300 8-9 80-100 0,95-0,96
МА-40 1000Х 500X0,3 1300-1800 11—12 180-200 0,93-0,91
Удельный расход электроэнергии (кВт ч/м)
г _ 26,8(С.,-Со) £
тт^Ю6 ’
(V-37)
где 26,8 — количество ампер-часов, необходимое для переноса 1 г-экв соли;
Си н Со — содержание солей в исходной и опресненной воде, мг-экв/л; Е — пол-
ное напряжение на электродиализаторе, В; т — количество ячеек (парных);
Л — коэффициент выхода по току.
В нашей стране выпускаются электродиализные опреснительные установки
порционного типа (ЭДУ-5, ЭДУ-50, ЭДУ-100) производительностью 5—100 м®/сут
и прямоточного (ЭДУ-1000).
Производительность электродналнзной установки (рнс. V. 13) уменьшается
п результате отложений на мембранах карбоната кальция н гидрата окнен магния.
Электродиализное опреснение рекомендуется применять для шахтных вод хло-
ридно-сульфатпого натриевого типа с общей минерализацией не более 5 г/л.
Дистилляционный метод широко используется прн опресиеннн морской
воды. При содержании солей в шахтных водах более 10 г/л и большой производи-
тельности (более 15 тыс. мэ/сут) этот метод является самым экономичным.
Наибольшее распространение получили установки адиабатного испарения.
Установки выполняются с прямоугольными н цилиндрическими испарительно-
конденсационными камерами; одно- н многоярусными; с горизонтальным, продоль-
ным, поперечным н вертикальным расположением труб конденсаторов — подогре-
вателей. Для получения тепла используют твердое, жидкое и газообразное
топливо, ядерное горючее, вторичные тепловые ресурсы в виде отходящих дымо-
вых газов.
Очистка ионным обменом. Реакция ионного обмена протекает в виде
~R/f 4- Na+ Na 4- Я*
или
-г С1~ zftfCI -i- ОН-,
где R н — матрицы соответственно катионита и анионита.
Для осуществления реакции используют: иониты — естественные и искус-
ственные, неорганические и органические, твердые и жидкие, практически не-
растворимые в воде и других растворителях (глины, сульфоуголь н т. д.) н ионо-
обменные смолы — искусственные высокомолекулярные соединения, органиче-
ские и полнэлектролиты, обладающие ионообменными свойствами (АВ-17,
КУ-2 и т. д.).
Все иониты делятся на четыре основных типа:
1 Иониты (катиониты и аниониты), проявляющие свойства сильных кислот
н оснований, pH < 2.
2. Иониты, проявляющие свойства слабых кислот и оснований pH » 4.
3. Иониты смешанного типа, проявляющие одновременно свойства смесей
сильной кислоты или сильного (слабого) основания.
4. Иониты, обменная емкость которых непрерывно возрастает по мере по-
вышения pH (для катионитов) и ОН (для анионитов) в широком интервале зна-
чений.
Основные показатели нопнтов: емкость (полная обменная — ПОЕ и дина-
мическая — ДОЕ); полная иабухаемость, влагоемкость; гранулометрический
состав; кривые потенциального титрования; скорость установления равновесия
н скорость десорбции; термостойкость и механическая стойкость; изотерма об-
мена; химическая и радиационная устойчивость.
Процесс обессоливания можно разделить на три основные стадии. Первая
стадия — пропуск очищенной воды через водородкатноннтовые фильтры. Кати-
оны, содержащиеся в воде, заменяются на водород, а в воде образуется эквивален-
тное количество кислот.
Вторая стадия — пропуск кислого раствора (воды) через анионнтовые филь-
тры, где анноны кислот задерживаются анионитом.
Третья стадия — регенерация.
В процессе первых двух стадий получают обессоленную воду Процесс обес-
соливания ведут в зависимости от количества исходной воды и требований по-
требителей к обессоленной воде:
до «проскока» катионов жесткости;
до «проскока» катионов натрия;
с частичным удалением ионов.
Затем процесс обессоливания прекращают и переключают фильтры на тре-
тью стадию, т. е. регенерацию.
В зависимости от требований к обессоленной воде каждая нз первых двух
стадий может протекать в несколько ступеней.
Например, трехступенчатая ионитовая обессоливающая установка позво-
ляет получить воду с содержанием солей 0,05—0,1 мг/л.
Перед обессоливанием шахтных вод (рнс. V.14) должна осуществляться пред-
варительная очистка от твердых взвесей.
Процесс обессоливания производится в противоточных фильтрах диа-
метром 2000—3400 мм, конструктивной особенностью которых является на-
личие крупного дренажно-распределительного устройства, выполняющего функ-
ции механического фильтра и защищающего щели среднего дренажа от засорения
мелочью во время взрыхления.
278
рис. V.I4. Принципиальная схема установки полного химического обессоливания аоды:
/ — Н-катноннтовый фильтр 1 ступени; 2 — аннонктопый фильтр I ступени, загружен-
ный слабоосиовиым анионитом; 3 — Н-катноннтовый фильтр II ступени; 4 — декарбо -
пнзатор: 5 — вентилятор; б — бак; 7 — насос; в — аиноннтовый фильтр II ступени, за-
груженный сильным анионитом, 9 — Н-катноинтовый фильтр 111 ступени; Ю — аннони-
товый фильтр III ступени
Основные параметры и особенности работы фильтров:
скорость фильтрации с сульфоуглем — 10—20 м/г;
направление обрабатываемой воды — сверху вниз;
пропуск регенерационного раствора — снизу вверх;
удельный расход кислот — 55—60 г/г-экв;
отмывка фильтра от продуктов регенерации — Н-катиоинрованной водой со
скоростью 10 м/г.
С целью снижения затрат на очистку широко используют схемы так назы-
ваемого частичного обессоливания которые включают п себя полную очистку
части воды с последующим смешением обессоленной с минерализованной водой
в пропорциях, обеспечивающих заданное (требуемое) качество воды по содержа-
нию минеральных примесей.
Для воды (%), подлежащей обессоливанию.
Q==
100,
(V.38)
где ax — содержание солей в исходной воде, мг/л; а2 — содержание солей в сме-
шанной (очищенной до требуемых кондиций), мг/л; аз — содержание в обессолен-
ной воде, мг/л.
Снижение жесткости воды осуществляется ионообменным способом, кипя-
чением и добавлением реагентов. Ионообменный способ умягчения воды анало-
гичен ионообменному процессу обессоливания с разницей в том, что процесс
умягчения ведется с использованием катнонитовых или аннопнтовых фильтров
в одну стадию.
Наибольшее распространение для очистки воды от солей жестких получил
катионит — сульфоуголь, обработанный поваренной солью.
Прн реагентной очистке для умягчения воды от карбонатной жесткости по-
дают известь, от некарбонатиой — соду. Процесс очистки происходит по реак-
циям
Са(НСО3)2 + Са(ОН)2 = 2СаСОэ + Н2О;
Mg(HCO3)2 + Са(ОН)2 -= СаСО3 + MgCO3 + 2Н2О;
MgCO3+ Са(ОН)2 = СаСО3+ Mg(OH)2.
Сульфаты кальция удаляются содой:
CaSO4 + Na2CO3 = СаСО3 + 2NaSO4.
Сульфаты магния содой ие удаляются и для смягчения магнезиальной жесткости
обязательно добавление извести или сухой щелочи:
MgSO4 + №СО3 = MgCO3 + Na2SO4;
MgCO3 + Са(ОН)2 = СаСО3 + Mg (ОН)2;
MgCO3 4- 2NaOH =J4g(OH)2 + Na2COs.
279
Очистка от нефтепродуктов. Мазут, керосин, масла, неидеитнфицнрованная
группа углеводородов нефти и их смеси находятся в перастворенпом эмульги-
рованном состоянии.
Очистка вод от нефтепродуктов сводится в основном к механическому их
отстаиванию в нефтеловушках, фильтрованию через кварцевые фильтры. При-
меняют также флотацию.
С помощью нефтеловушек содержание нефтепродуктов можно довести до
50—200 мг/л, флотацией можно очистить на 87—95 %, прн фильтрации через
кварцевые фильтры содержание масел снижается с 36 до 2,1 мг/л.
Для очистки от нефтепродуктов, особенно растворимых, используетси ме-
тод отстаивания с применением коагулянтов. Так, воды, загрязненные кероси-
ном, очищаются отстаиванием с добавкой коагулянтов (сульфата железа, извести
или сульфата алюминия) от 5—10 мг/л до 2 мг/л Если при этом производить пере-
мешивание воздухом, то концентрация керосина снижается на 80—90 % от пер-
воначальной величины. ,
Практически полная очистка вод от керосина может быть достигнута путем
пропускания воды после предварительной очистки через сульфоугольный фильтр
со скоростью 3 м/ч.
Необходимая доза коагулянта зависит от pH воды, солевого состава, харак-
тера растворенных нефтепродуктов и т. д.
Биологическая очистка. Обеззараживание сточных под производится для
уничтожения содержащихся в них патогенных микробов и устранения опасности
заражения водоема или других источников водоснабжения микробами.
Патогенные микробы не могут быть полностью удалены нн при отстаивании,
ни при биологической очистке с использованием биологических прудов, микро-
бов и т. д. В сооружениях для искусственной биологической очистки (в биофиль-
трах и аэротенках) улавливается от 9) до 98 % таких бактерий. Действующие
«Правила охраны поверхностных вод от загрязнения сточными водами» требуют,
чтобы любая вода не содержала возбудителей заболеваний.
Обеззараживание (дезинфекция) вод может производиться различными
способами, ио наибольшее распространение получило хлорирование. Действие
хлора заключается в окислении. Количество активного хлора, необходимого
для обезвреживания, определяется исследованиями.
РАЗДЕЛ VI
ПРОВЕДЕНИЕ И КРЕПЛЕНИЕ ВЫРАБОТОК
По своему пространственному положению горные выработки подразделяют на
вертикальные, горизонтальные н наклонные, а по назначению — на разведочные,
проводимые с целью поисков или детальной разведки месторождения полезных
ископаемых, и эксплуатационные, необходимые при разработке разведанного
месторождения. Последние делят на горно-капитальные, горно-подготовительные
н нарезные.
ГЛАВА 1
ПОПЕРЕЧНЫЕ СЕЧЕНИЯ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
Форма поперечного сечения горной выработки зависит от горнотехнических
условий и ее назначения.
Трапециевидное сечение принимают для выработок, проходимых в устойчи-
вых породах; круглое — прн равномерном всестороннем давлении; эллиптическое
с расположением большой осн эллипса вертикально — при преобладающем вер-
тикальном давлении, с расположением большой осн горизонтально — прн устой-
чивых породах кровли и большом горном давлении со стороны боков.
Поперечное сечение ствола определяют графическим способом. На чертеже
в определенном масштабе изображают габариты подъемных сосудов, расстрелов,
лестничного отделения, принятые зазоры между сосудами и постоянной крепью
илн между сосудами и армнровкой ствола. Трубопроводы для водоотлива, сжатого
воздуха и электрические кабели вписывают в свободные промежутки площади
ствола шахты.
Прн определении размеров поперечных сечений стволов учитывают устрой-
ство углубочиого отделения. Предусматривается возможность расположения
подъемных сосудов, необходимых при углубке ствола, дополнительно к эксплу-
атируемым илн взамен их без значительных изменений в стволе.
Зазоры между отдельными элементами вертикального ствола должны соот-
ветствовать ЕПБ (табл. VI.1)
Лестничное отделение в подъемных стволах шахт должно быть устроено
так, чтобы доступ к нему из выработок околоствольного двора нс был затруднен
В стволах, закрепленных деревянной крепью, применяют лестницы, изготовлен-
ные из брусьев. В стволах, закрепленных каменной крепью, применяют металли-
ческие лестницы, изготовленные из уголковой или полосовой стали. Лестницы
должны быть прочными, устойчиво закреплены и расположены так, чтобы не
находились над отверстием нижнего полка. Они должны устанавливаться с на-
клоном не более 80°. Над устьем ствола и над каждым полком в стволе лестницы
должны выступать на I м илн же иад отверстием полка в крепь ствола должны
быть прочно заделаны металлические скобы, внутренняя сторона которых дол-
жна отстоять па расстоянии 0,04 м. Расстояние между скобами не должно пре-
вышать 0,4 м.
Для обеспечения свободного передвижения спасательных команд в респирато-
рах необходимо, чтобы:
свободные размеры лазов по длине лестницы были не менее 0,7, а по ши-
рине — не менее 0,6 м;
расстояние от основания лестницы до крепи ствола было не менее Q.6 м;
расстояние между полками не превышало 8 м.
Графическим построением определяют диаметр круглого ствола нлн попереч-
ные размеры прямоугольного ствола в свету.
Размеры ствола в проходке устанавливают после прибавления к размерам
в свету толщины крепи выработки, определяемой расчетом.
281
Таблица VI 1
Kf Вид крепи ствола Вид и расположение армировки Наименование зазора величина за- зора, мм Примечания
Деревянная Деревянная н металли- ческая с одно-и двусто- рон ням расположен ием проводников Между подъемными со- судам» и крепью 200 В случаях особо стесненного расположения подъемных со- судов в стволе с деревянной армнровкой допускается зазор йе менее 150 мм прн лобовом расположении проводников, а также при двустороннем, если наиболее выступающая часть сосуда отстоит от оси проводников нс более чем на 1м
2 Бетонная, кир- пичная, тюбин- говая, бетонито Металлическая, с одно- н двусторонним распо- ложением проводников То же 150
3 То же Деревянная с одно- и двусторонним располо- жением проводников » 200
4 Деревянная, бе- тонная кирпич- ная, тюбинговая Между подъемными со- судами расстрел отсут Между двумя движу- щимися сосудами 200 При жестких проводниках
5 Деревянная, бе- тонная, кирпич- ная, тюбинговая, бетонитовая / Металлические и дере- вянные расстрелы, не несущие проводников
6 То же Одно-, двустороннее н лобовое расположение проводников
7 Деревянные расстрелы с расположением по торцам подъемного со- суда
Металлические расстре-
Деревянные расстрелы
Между расстрелами и подъемными сосудами 150 ’ При особо стесненном распо- ложении подъемных сосудов в стволе этот зазор может быть уменьшен до 100 мм
Между расстрелами и выступающими частя- ми подъемных сосудов, удаленных от осн про- водников на расстояние до 750 мм 40 При наличии на подъемном сосуде выступающих разгру- зочных роликов зазор между роликом и расстрелом должен быть увеличен иа 25 мм
Между расстрелом, не- сущим проводник, и клетью 50 Минимальная величина зазора а) по пп 1, 2. 3, 4, 5 и 9 при- ведена как для действующих, так и для вновь проектируе- мых шахт для условий проек- тирования (без учета износа) б) по пп 6, 7 и 8 для действую- щих шахт приведена для усло- вий проектирования, а для вновь проектируемых шахт — для условий эксплуатации (с учетом максимально допусти- мого износа проводников и лап)
Между наружной кром- кой башмака подъемно- го сосуда и зажимным устройством для креп- ления металлических проводников к расстре- 20
Между наружной кром- кой башмака подъемного сосуда и скобой для крепления проводника к’ расстрелу 60
№ Вид крепи ствола Вид и расположение армировкн
9 Деревянная, бе- тонная, кирпич- ная, тюбинго- вая, бетоиитовая Одно-, двустороннее' и лобовое расположение проводников
10 Деревянная, кир- пичная, бетонная, тюбинговая, бе- топнтовая
11 Бетонная, кир- пичная, тюбин- говая, бетоните- Канатные проводники ' однокапатно! о подъема ।
Наименование зазора Минимальная величина за- Примечания
Между клетью и эле- ментами посадочных устройств 25
Между наиболее высту- пающими и удаленны- ми от центра частями сосуда и расстрелом с учетом износа провод- ников и лап и возмож- ного поворот сосуда 25 Для проектируемых шахт
Между движущимися сосудами одного подъе- Д = 25Q -|- -г 1.2Q v Qi! Q3 — максимальные концевые нагрузки V» Vi» Рг — максимальные скорости подъема
Между движу щимнея сосудами двух смежных подъемов Л= 250 4- 4-0 6X(Qlt4 г - Q2u2)
Между крепью и подъ- емным сосудом, между ^сосудом и расстрелом, .. <з = 0,8Д Зазор Д в любом случае дол- жен быть не менее 300 мм Если вычисленное значение -Д пре-
между сосудом и дере- вянной отшивкой вышает 700 мм, допускается принимать лазор между подъ- емными сосудами ранным 700 мм Зазор а о любом случае дол- жен быть не менее 240 мм Если вычисленное значение о превышает 500 мм, допускается принимать зазор между подъ- емными сосудами и крепью равным 500 мм
Между движущимися сосудами одного подъема Д — 200 |-(?» Q; <?1. — максимальные концевые нагрузки u, »i, ^2 — максимальные ско- рости подъема
Между движущимися сосудами двух смежных подъемов Д = 200+0,5 (to + to) Зазор Д в любом случае дол- жен быть не менее 300 мм Если вычисленное значение Д пре- вышает 650 мм, допускается принимать зазор между подъ- емными сосудами равным 650 мм
Между крепью и подъ- емным сосудом, между сосудом и расстрелом, между сосудом и дере- вянной отшивкой 6 = 0,8Д Зазор G в любом случае должен быть ие менее 250 мм Если вы- численное значение превышает 650 мм, допускается принимать зазор между подъемными со- судами и крепью равным 650 мм
Площадь поперечного сечения ствола в свету, определенная в результате
графического построения, проверяется на пропускную способность воздуха, по-
даваемого в шахту.
Скорость движения струи регламентируется ЕПБ; она не должна превышать:
в стволах, по которым производится спуск и подъем людей и грузов, —
8 м/с;
в стволах, служащих только для подъема и спуска груза, — 12 м/с;
в вентиляционных стволах, не оборудованных подъемами, а также р венти-
ляционных каналах — 15 м/с.
Площадь армировкн составляет около 12 % площади поперечного сечения
ствола в свету. Свободная площадь ствола для прохода воздуха
SB = 0.883Sc, (VI. 1)
где Sc — сечение ствола в свету, м8.
Скорость движения воздуха в стволе
v = , (VI.2)
где <2тах — максимальное количество воздуха, поступающего в ствол.
Полученная расчетным путем скорость движения воздуха ие должна пре-
вышать скорость движения струи, регламентируемой ЕПБ. В противном случае
должны быть увеличены размеры поперечного сечения ствола.
Поперечные сечения стволов шахт в горнорудной промышленности унифи-
цированы. Гипроцветмет разработал 21 тип стволов для шахт годовой производ-
ственной мощностью 30—1500 тыс. т и пять типов вентиляционных стволов
(см. табл. IV.7).
Поперечное сечение горизонтальной выработки определяют графическим
способом с учетом максимальных габаритов по ширине и высоте подвижного соста-
ва и минимальных зазоров, установленных правилами безопасности.
Все горизонтальные выработки, по которым производится транспортирование
грузов, должны иметь определенные зазоры между крепью или боками, а также
размещенным в них оборудованием и наиболее выступающей кромкой габарита
подвижного состава.
Прн рельсовом транспорте зазор для прохода людей с одной стороны должен
быть 0,7 м, а с другой — не меиее 0,25 м прн деревянной и металлической крепях
и 0,2 м прн бетонной, иабрызгбетоннои и штанговой крепях. Высота свободного
прохода должна быть не менее 1,8 м.
Ширина междупутья должна быть такой, чтобы зазор между встречными
электровозами по наиболее выступающей кромке габарита был не меиее 0,2 м.
На закруглениях величина зазора между подвижным составом и крепью
с внешней стороны, а также между осями путей должна быть увеличена в зави-
симости от радиуса кривой с тем, чтобы прн любом положении подвижного состава
были выдержаны указанные выше зазоры.
В двухпутевых выработках в местах, где производится сцепка и расцепка
вагонеток, расстояние от крепи до наиболее выступающей кромки габарита под-
вижного состава должно быть по 0,7 м с обеих сторон.
В местах посадки людей в пассажирские поезда по длине поезда должен
быть свободный проход шириной не меиее I м между крепью и наиболее вы-
ступающими частями поезда.
Высота подвески контактного провода электровозной откатки должна быть
не ниже 1,8 м от головки рельса, а в околоствольном дворе ие менее 2,2 м.
Прн использовании самоходного оборудования зазоры между подвижным
составом и боками выработок должны приниматься в зависимости от назначения
выработок и скорости передвижения машин:
в выработках, предназначенных для транспортирования руды и сообщения
с очистными забоями, должны приниматься зазоры между наиболее выступающей
частью транспортного средства и стенкой выработки нлн размещенным в выработке
оборудованием 1,2 м со стороны прохода для людей и 0,5 м с противоположной
стороны. Прн устройстве пешеходной дорожки высотой 0,3 м и шириной 0,8 м
286
Рнс. VI. 1. Конструктивные размеры поперечного сечения выработки, закрепленной'де-
ревянной крепью:
а — однопутной; 6 — двухпутной
или устройстве ниш через 25 м зазор со стороны свободного прохода для людей
может быть уменьшен до 1 м. Ниши при их устройстве должны иметь высоту 1,8 м,
ширину 1,2 м, глубину 0,7 м;
в погрузочно-доставочиых выработках очистных блоков, предназначенных
для погрузки руды и доставки ее к транспортной выработке, о выработках, на-
ходящихся в проходке, а также в подэтажных выработках, предназначенных для
бурения шпуров и скважин в очистных забоях, при скорости движения машин,
не превышающей 10 км/ч, и при исключении возможности нахождения в таких
выработках людей, не связанных с работой машин, должны приниматься зазоры
ие менее 500 мм с каждой стороны;
в доставочных выработках, предназначенных для доставки в очистные блоки
оборудования, материалов и людей, при скорости движения машин свыше 10 км/ч,
Должны приниматься зазоры:
287
' Таблица VI.2
Конструктивные размеры поперечного сечения выработок трапециевидной
формы, закрепленных деревом (см. рис. VI. 1)
Наименование размера Обозначения н соотношения размеров
Высота электровоза от уровня головки рель- сов Высота выработки от головки рельсов до всрхняка Высота балластного слоя Высота от балластного слоя до головки рельсов Высота выработки от балласта до верхняка Высота выработки от подошвы до верхняка Высота выработки в проходке от подошвы до кровли Ширина однопутевои выработки в свету Ширина дпухпутевой выработки в свету Угол наклона стоек Ширина выработки в свету по кровле Ширина выработки в свету по балласту Расстояние от оси пути до стоек крепи на подошве Длина всрхняка Округление до стандартной длины леса Ширина выработки по кровле в проходке Ширина выработки по подошве в проходке: однопутевой двухпутевой Длина стойки Л Л1 Лв Ла Л« = Л^ [- ла Лч = лг Ь лв -= Л, + лв Л( = Лэ h d h 50 Ь 100 В = а -(-• с В = a -J- b Ь с а = 80° /j= В—2 (Лх — Л) ctga G= В 4- 2 (Л -|- Ло) ctga /5 ~ а -Н (Л l Лв) ctga /3 = Li 4- 2d ± Д /• - р 2d (- 100 /4 - £5-|- Le «- 2d Ч- 100 /4 = £1 + /в+ i>+ 2d+ 100 L , 330 + Д sm a
Площадь сечеиня выработки в свету ,9гв=_ЦА-Л2
То же, в проходке Snp = ——%—— hi
Периметр выработки 288 P = ‘i + ‘t + ' sin a
Таблица VI 3
Конструктивные размеры поперечного сечения выработок,
закрепленных бетонной крепью (см. рис. VI.2 и рис. VI.3)
Наименование размера Обозначения и соотношения размеров
Высота электровоза от головки рельсов Л
Высота стенки выработки от головки рель- Л1
сов Высота балластного слоя Лб
Высота от балластного слоя до головки Ла
рельсов Высота от почвы выработки до головки Лв Ла -)- hg
Высота стенкн выработки от балласта Л2 = + Ла
Высота стенкн от почвы выработки Л3 = Лг he = -|- Лв
Высота подвески контактного провода от Лкп
уровня головки рельсов Высота коробового свода прн бетонной кре- пи ».-А
То же, [> 12 при набрызгбетонной и / >9 прн штанговой и комбинированной крепях Проектная высота выработки в проходке
н = Лэ 4- Ло 4- d0
при бетонной крепн То же, при набрызгбетонной, штанговой и комбинированной крепях Ширина электровоза // = Ля 4- Ло 4- 50
Минимально допустимый проход на высоте л
1800 мм от уровня балластного слоя Зазор между стенкой и габаритом подвиж- т
ного состава Ширина однопутсвой выработки в свету В = a-f- с или В — т 4- А 4- п
Ширина двухпутсвой выработки в свету В~a i- Ь |- с или В = «4- 4 4-
Расчетная толщина стен выработки + «
Проектная ширина выработки в проходке Ву = В 4- 2Т
при бетонной крепн То же, при набрыз! бетонной, штанговой н Bt= В 4- 100 4- 2Т
комбинированной крепях Радиус свода прн коробовом очертании R -= 0,692 В
Радиус боковых дуг коробового свода г = 0,262В
Радиус свода при полуциркульном очерта- R = 0,5В
нии Сечение выработки в свету при коробовом $св -= В (Ла 4- 0,26 В)
своде Сечение выработки в свету прн полуцир- ВСв — В (Л2 4- 0,39В)
кульном своде Периметр выработки в свету при коробовом Рсв = 2Л2 4- 2,33В
своде Периметр выработки в свету при полуцир- Рсв = 2Л2 *— 2,57 В
кульном своде Проектная площадь сечения фундамента при Вф = 0,75г
креплении степ бетоном Ю П/р В. А. Гребенюка н др. 289
Phc.^VL3. Конструктивные размеры
поперечного сечения выработки, закреп-
ленной бетоном, для однорядного дви-
жения самоходных машнн
по 600 мм с каждой стороны при ис-
ключении случаев передвижения людей
пешком;
1200 мм со стороны прохода для людей
и 500 мм с другой стороны, когда передви-
жение людей пешком ие исключается.
Площадь поперечного сечения гори-
зонтальных горных выработок определя-
ется по соотношениям принятых и допу-
стимых размеров (рис. VI.1, VI.2, VI.3;
табл. VI.2; VI.3) и проверяется на ско-
рость движения струи воздуха, которая
ие должна превышать:
в квершлагах, вентиляционных и
главных откаточных штреках, капиталь-
ных уклонах — 8 м/с;
в очистных и подготовительных вы-
работках — 4 м/с.
Минимальные площади поперечных
сечений выработок в свету регламенти-
рованы ЕПБ и должны быть:
вентиляционных выработок не менее 4 м2
а) для откаточных и главных —-----------------г------ ... ---- . ...
при деревянной и металлической крепях и ие меиее 3,5 м2 прн бетонной, иабрызг-
бетоииой и штанговой крепях при высоте этих выработок в свету не менее 2 м
от головки рельсов;
б) для вентиляционных и промежуточных штреков ие меиее 3 м2 при высоте
этих выработок в свету пе меиее 1,8 м;
в) для вентиляционных восстающих и сбоек — не меиее 1,5 м2.
ГЛАВА 2
ПРОВЕДЕНИЕ ВЫРАБОТОК
§ 99. Проведение горизонтальных выработок
В породах, допускающих обнажения в течение нескольких часов, для прове-
дения выработок обычно применяется буровзрывной способ, в котором основ-
ными процессами являются бурение шпуров, их заряжание и взрывание, провет-
ривание и затем приведение забоя в безопасное состояние, погрузка горной массы
и возведение крепи.
Для бурения шпуров используют ручные перфораторы с пиевмоподдержкой
или самоходные бурильные установки.
Диаметр шпуров изменяется от 32 до 45 мм. Схему расположения шпуров в
забое (рис. VI 4) выбирают в зависимости от крепости пород, поперечиого сечения
выработки, числа обнаженных поверхностей н применяемого бурового оборудо-
вания. Шпуры в комплекте делятся иа врубовые (рис. VI.5), отбойные и окопту-
ривающие Врубовые шпуры предназначены для образования дополнительных об-
нажений пород в забое за счет их частичного разрушения и выброса. Отбойными
шпурами разрушают основную массу породы, а окоптуривающими доводят се-
чение выработки до проектных размеров и формы.
Прямые врубы дают возможность применять более глубокие шпуры (2,5—
4,0 м) даже в крепких и вязких породах.
Глубина шпуров определяется из комплекса условий выполнения работ
проходческого цикла:
t __ 7~д — (^/яар-г/пр) (VI.3)
W L q.S'(psinct ’
' /’погр
290
Рис. VI.4. Схемы расположения шпуров:
а — с прямым спиральным врубом; б — с прямым призматическим врубом; в, д — с кли-
новым врубом; г — с наклонным врубом; t — с призматическим врубом и передовой сква-
где Гц — продолжительность цикла; W — число шпуров в забое; лм — число
бурильных машин; t>o — скорость бурения шпура; — число шпуров иа одного
заряжающего; /зар — время заряжания одного шпура; ГПр — продолжитель-
ность взрывания и проветривания забоя; Т| — коэффициент использования шпура;
о — площадь поперечного сечения выработки; <р — коэффициент совмещения
уборки и бурения (при отсутствии совмещения <р = 1), а — угол наклона шпуров
к плоскости забоя; Риогр — производительность погрузочной машины.
Ю* 291
1 2 1—А з 4 5 6
7 3 • • .*о. 9 10 . 11 12
13 /¥ 15 , 16 /7 18
is. о о. 20 21 * 0 . 22 23 24
25 0*0 0 • о 26 . 27 28 23 30
31 ° . 0 32 33 34 35 ..о 36 о<$о£> о
37 38 о 39 о h 40 ^'о • 0 Ч . о .
43*- 0- 45 - 8- 46 Т ! 1 0.0.0.0 47 48
Для самоходных бурильных установок наименьшая трудоемкость проведения
выработки достигается при глубине шпуров 2,1—3,6 м.
В забое с неустойчивыми породами глубина шпуров ие должна превышать
величины допустимого обнажения пород:
= (0,5-5-0,9) В, (VI.4)
где В — ширина выработки.
Ориентировочное число шпуров иа забой определяют по формуле
''ЭТУ , (V1-5)
а аап
где <)нв — удельный расход ВВ иа 1 м3; а — коэффициент заполнения шпура по
длине (а = 0,5ч-0,8); Д — плотность ВВ; da — диаметр зарядов.
Окончательно число шпуров на забой устанавливается путем проведения
опытных взрывов.
292
Буровзрывной способ разрушения породы должен обеспечивать заданные
размеры и форму поперечного сечения выработки, равномерное дробление по-
роды, сосредоточенный отброс породы от забоя, высокий КИШ. Выполнение этих
условий во многом зависит от типа применяемого ВВ, величины и конструкции
заряда.
Тип ВВ зависит от конкретных горно-геологических условий. Удельный
расход ВВ (кг/м*) принимают по данным практики или ориентировочно определяют
по формуле Н. М. Покровского
(VI.б)
9вв WiV.
где <?1 — коэффициент взрываемости, равный 0,1/, S, — коэффициент структуры
породы (для различных пород имеет следующие значения, вязкие, упругие и по-
ристые — 2,0; дислоцированные с неправильным залеганием и мелкой трещино-
ватостью — 1,4; сланцевые с меняющейся крепостью и напластованием, перпен-
дикулярным к направлению шпура — 1,3; массивные хрупкие — 1,1, мелко-
слоистые — 0,8); t>! — коэффициент зажима, учитывающий глубину комплекта
шпуров /ш и площадь забоя выработки вчерне £вч.
При одной обнаженной поверхности
При двух обнаженных поверхностях V, =- 1,2—1,5.
е — коэффициент работоспособности ВВ.
где р — работоспособность применяемого ВВ, см’.
Расход ВВ (кг) за цикл
Qbb = <?bb-Vu,
(VI.9)
где Уп — объем отбиваемой в массиве породы за цикл, м3.
Среднюю величину заряда в шпуре определяют как частное от деления рас-
хода ВВ за цикл на общее число шпуров. Величина заряда в отдельных шпурах
уточняется с учетом их назначения и длины. Для врубовых шпуров ее принимают
на 15—20% больше средней величины заряда, для отбойных — на 10—15%
меньше или равной средней величине заряда.
В каждом шпуре должно размещаться целое число патронов ВВ. Дчнна заряда
проверяется по заполнению шпуров:
/зар < /щ-
Если длина зарядов не соответствует требованиям заполнения шпуров, то
необходимо увеличить число шпуров. При этом уточненный общий расход ВВ
иа цикл составит
Qbb общ = <?ВВяпр 4" <?отбяотб> (VI. 10)
где <?вр — величина заряда во врубовом шпуре; пвр — число врубовых шпуров;
<?отб — величина заряда в отбойном шпуре; п0Тб — число отбойных шпуров,
включая оконтуривающие.
Для создания нормальных условий работы проходчиков выработка на всем
протяжении должна проветриваться свежей струей с таким расчетом, чтобы
воздух у забоя содержал не менее 20 % кислорода и не более 0,5 % угле-
кислого газа.
После проветривания забоя и приведения его в безопасное состояние при-
ступают к погрузке отбитой горной массы.
Тип погрузочной машины зависит от крепости и абразивности подлежащей
погрузке породы, размеров поперечного сечения выработки, вида применяемой
293
•wiued цовоиииХх —
» :нявоннн£ви кохЛпинее — g iHMeoiiHweed-HMiradio ионУеи'иеи —°o
Таблица VI.4
1ехнико-экономические показатели проведения выработок
с использованием комплексов ПК-5, ПК-6 и ПК-9
Показатели Сечение выработки, м*
6.0 9.0 и выше
ПК-5 ПК-6 ПК-5 пк-9
Месячная скорость проведения, м:
за 30 рабочих дней в 4-смепном 630 757 540 900
за 25 рабочих дней в 3-смепиом 400 473 330 562
режиме
Подвигание забоя за цикл,м 1,5 1,8 1,8 2,5
Число циклов в смену 3,5 3 . 5 2,5 3
Число шпуров в комплекте 19 18 34 28
Глубина шнуров, м 1,8 2,0 2,1 2,8
Объем взорванной горной массы, м3 13,5 16,8 32 36
Число забойных рабочих в звене 10 8 13 10
в том числе проходчиков 5 5 8 7
Сменная производительность труда,
забойного рабочего 3,55 4,9 4,0 7,2
проходчика 6,3 7,8 6,5 10,3
энергии, а производительность погрузочной машины от физико-механических
свойств породы, крупности кусков, вида транспорта и организации маневров по
обмену груженых вагонеток.
Для сокращения затрат времени на обмен вагонеток в выработках применяют
обменные устройства (рис. VI.6, VI.7).
Наиболее эффективным является обмен вагонеток составами, размещаемыми
при загрузке под перегружателями. В этом случае потери времени, связанные
с обменом вагонеток, сводятся к минимуму.
Наибольшее распростраиеиие получил перегружатель ПСК-1 иа базе ходо-
вой части погрузочной машины ППН-1с.
Прием всей породы, отбиваемой за цикл, обеспечивают буикер-поезда, но
они не получили широкого распространения из-за конструктивных недостатков.
В настоящее время их вытеснили проходческие вагоны типа ВПК-7 и ВПК-10.
Вагоны ВПК могут использоваться в качестве перегружающего конвейера,
загружаться и перемещаться по криволинейным участкам с радиусом 12 м.
Скребковый конвейер в днище вагона обеспечивает быструю разгрузку.
Институт Гипропнкель дал обоснование применению комплексов (наборов)
проходческих машин для скоростного проведения горизонтальных горных вы-
работок иа рудниках цветной металлургии (табл. VI.4).
Комплекс ПК-5 (рис. VI.8) для проведения выработок сечением более 5,2 м2
состоит из погрузочной машины ППН-lc (ПМЛ-5) и проходческих вагонов ВПК-7,
ВПК-10.
В состав звена забойных рабочих из 10 чел. входят 5 проходчиков, 1 взрыв-
ник, 2 вспомогательных рабочих н 2 машиниста электровоза. Шпуры диаметром
40—45 мм бурят перфораторами ПР-25ЛУ, горную массу грузят машиной типа
ППН-lc или ПМЛ в проходческий вагон. Число вагонов определяется объемом
горной массы, отбиваемой за цикл.
Комплекс ПК-6 (рис. VI.9). Шпуры бурят двумя машинами вращательно-
ударного действия типа БГА-1м, установленными на манипуляторах погрузочной
машины. Рабочий орган машины выполнен в виде нагребающих лап.
295
Буропогруэочная маши-
на обеспечивает нормальные
условия работы в выработках
сечением 6 м* и более.
Техническая производи-
тельность погрузки и буре-
ния буропогрузочпон маши-
. _ пы значительно превосходит
производительность оборудо-
вания комплекса ПК-5.
В состав звена забойных
рабочих входят 8 чел. —
5 проходчиков, 1 взрывник
и 2 рабочих на транспорте.
Для ведения выработок
сечением до 9 м2 с .месячными
скоростями 650 и 400 м соот-
ветственно п 4-смеином ре-
жиме при 30 рабочих днях
и 3-смениом при 25 рабочих
днях на Ачисайском комбина-
те применяют модернизиро-
ванную погрузочную машину
ПМЛ-5 (ППН-lc) и оборудо-
вание для обмена вагонеток.
Для проведения вырабо-
ток сечением 9,62 м2 н выше с
? месячными скоростями 970 ми
с 600 мсоответственно в 4-смек-
„ пом режиме при 30 рабочих
| днях и 3-смениом при 25 ра-
ч бочих днях используют модер-
г пилированную погрузочную
° машину ПНБ-ЗК и секциои-
| ный перегружатель или про-
о ходческие вагоны ВПК.
о Комплекс ПК-9 включа-
“ ет буропогрузочную машину
S с нагребающими лапами и
- четырьмя бурильными юлов-
ь ками. Плановая циклограмма
» проведения пыработкв (рис.
S. VI 10) предусматривает вы-
е полпенпе трех циклов в сме-
ет ну прн подвигании забоя
| за цикл иа 2,5 м, что обес-
§ печивает подвигание забоя
g со скоростью 900 м/мес.
с Доставка тяжелых гру-
« зов, укладка рельсовых пу-
г тей и навеска трубопрово-
S. дов производится с помощью
о крана КРС-3
i В связи с расширением
Д выпуска самоходной техники
о для проведения горизонталь-
2 иых и слабонаклоппых вы-
> работок намечены к приме-
j нению комплексы из самоход-
£ пых машин (табл. VI.5).
298
Проходческие комплексы машин для проведения горизонтальных выработок
5 £ Достаточные средства Возможное оборудование
буровое погруэоч- погрузочно- доставочное транспорт-
1 Разминовочные приспособлен ня ПР-20ЛУБ ПР-22 ПР-ЗОК ПР-ЗОЛУ ППН-1с ППН-2 ПНБ-3 — ВРО-0,8 УВГ-1,2 УВБ-2,5
2 Консольные пере- гружатели То же ППН-lc ППН-2 ППН-21- ППН-3 - То же
3 Проходческие ва- гоны-перегружате- ли ПР-20ЛУБ ПР-22 ПР-ЗОК ПР-ЗОЛУ ППН-2г ППН-3 ПНБ-2к ПНБ-Зк ПНБ-Зд ВПК-7 ВПК-10 ВПК-7 ВПК-10
4 Самоходные транс- портные средства СБКНС-2 СБУ-2 БК-2Д БК-ЗД БК-5Д ППН-2г ПНБ-2к ПНБ-Зк ППБ-Зд ВС-5П Дизельный автосамо- свал МоАЗ или АНФ
5 Самоходные по- грузочно-доста- вочпые средства То же ПТ-2, ПТ-3, ПТ-5, ПТ-10 (ПДН-ЗД), Т26, Т4, ПД-2, ПД-3, ПД-5, ПД-8 (ДК-1.8Д), ST-2B.ST-5A
Т а б л и ц а VI.5
Обмен транспорт- ных средств Площадь попереч- ного сече- ния выра- боток. м* нне тран- спортн- горной
Накладные раз- миновочные пли- ты, роликовые р аз- мн новкн, переста- новшнки с верх- ним захватом 6-10 100
ПСК-1 7—12 100
7,5-14,0 100
- 7-10 10-16 60-130 100
- 6-16 60-400
§ 100. Проходка восстающих выработок
Проходка восстающих скважинными зарядами ведется последовательной
отбойкой отдельных участков (секций) нли взрыванием скважин на всю высоту
восстающего.
Этот метод применяется для проходки отрезных, вентиляционных восста-
ющих и рудоспусков в хрупких и устойчивых породах, не требующих крепления
выработок.
Из-за искривления скважин высота восстающего обычно не превышает
50 м при секционной отбойке н 20—30 м при бессскциоиной
При бессекцноннон проходке скважины, пробуренные на всю высоту восста-
ющего, взрываются с различными замедлениями в один прием. Могут быть вари-
анты отбойки сквозными и тупиковыми скважинами
На результаты взрыва и проходки восстающего в целом существенно влияет
расположение скважин. В связи с относительно большой высотой и возможным
отклонением скважин от заданного направления чаще применяют прямой цилин-
дрический вруб. Боковой обнаженной поверхностью при этом, как и первичным
компенсационным пространством, служит одна или несколько незаряжаемых
скважин того же или большего диаметра.
Работа первого заряда происходит в весьма тяжелых условиях, а расстояние
L между первой врубовой и компенсационной скважиной зависит от их диаметров,
соответственно dK и da (рис. VI 11).
При взрывании первой врубовой скважины большая часть разрушенной
горной массы врубовой полости перемещается в сторону компенсационной сква-
жины и запрессовывается.
После взрыва второго скважинного заряда запрессовка не ликвидируется,
а даже несколько увеличивается, заполняя всю полость, образованную взрывом
первого заряда. Внешняя форма врубовой полости после взрыва второго сква-
жинного заряда принимает ярко выраженный вид треугольника.
Взрыв третьего скважинного заряда, увеличивая площадь и объем разрушен-
ного массива, также не ликвидирует запрессовки.
Распрсссовка горной массы начинается с взрывания четвертой скважниы.
Переход от отбойки с запрессовкой к прострелу скважин с увеличением рас-
стояния между ними происходит скачкообразно. Сбойки происходят только тогда,
когда объем образующейся после взрыва полости превышает взрываемый объем
в 1,25 и более раза:
Увз 4- Уа
> 1,25,
(VI. 11)
где kK — коэффициент компенсации; VB3 — пзрывасмый объем, м3; Va — объем
компенсационной полости, м3.
Расстояние между первыми врубовыми скважинами (рис. VI 12):
(fe I- 1) О2 4 (7г — 1) d2
~----(k-i^d)-----°785-
(VI 12)
-
(miT^) (т2 + ~)
-----L, (VI.14)
где D — диаметр врубовой скважины, см; rf —диаметр заряжаемой сква-
жины, см;
300
В частном случае, когда D = d
^ = 0,785
k ]- 1 .
m2 --£777*
m, j- 0,5 (3 — k) .
= ------j—:-----d.
(VI. 16)
(VI. 17)
(VI. 18)
При диаметре компенсационной скважины 150 мм и заряжаемых скважинах
диаметром 100 мм расстояния между скважинами составляют:
= 3,8d; mt = 5d; т3 = 6,7d, mn — 7,5d.
Расстояние до оконтурнвающнх скважин выбирается конструктивно или
определяется как
тп - (1,3-1,5)m3. (VI 19)
Оптимальным местом расположения патрона-боевика является торец сква-
жины. Если скважина сквозная, его устанавливают в центре заряда.
Электродетонаторы располагают в торце патрона, а кумулятивную выемку
направляют к устью скважины. Если скважина сквозная и патрон-боевик поме-
щен в центре скважинного заряда, электродетонаторы устанавливают в патрон
с направлением кумулятивных выемок в разные стороны.
Заряжание скважин при проходке тупиковых восстающих бессекцнонным
взрыванием ведется в следующем порядке в торец скважины посылается одни
патрон ВВ для предохранения патрона-боевика, затем устанавливается патрон-
боевик с электродетонаторами, детонирующий шнур отсутствует. После устано-
вки патрона-боевика производится обычная зарядка, а электродетонаторы пат-
рона-боевика монтируются в основную и дублирующую электровзрывныс неза-
висимые сети.
При сквозных скважинах в первую очередь устанавливается пробка вне за-
висимости от того, ведется зарядка сверху или снизу, затем заряжается половина
скважины, устанавливается патрон-боевик с двумя электродетонаторами, на-
правленными кумулятивными выемками в разные стороны, после чего заряжается
вторая половина скважины и устанавливается пробка при зарядке скважины
снизу или в скважину засыпается забойка при зарядке сверху.
При использовании ВВ со скоростью детонации 4000 м/с и высоте восстаю-
щего 20 м первые четыре врубовые скважины взрывают с интервалом 15, 60,
120, 225 мс, вспомогательные'— 200—250 мс, оконтуривающие — 500—1000 мс.
При использовании ВВ с большей скоростью детонации интервал замедления
уменьшают.
При проходке восстающих, особенно тупиковых, первостепенное значение
имеет отклонение скважин
301
Рис. VI. 13. Схемы (а н б) расположения скважин по вершинам равнобедренных треуголь-
ников:
1, 2, 3, 4. 5, 6. 7, 8, 9 — последовательность взрывания скпажнн
Для уменьшения величины искривления скважин рекомендуются
жесткая установка сганка и его раскрепление на точке бурения, задаваемой
маркшейдером,
бурение скважин шарошечными станками,
использование направляющих труб,
организация специализированной буровой бригады.
На практике большое распространение получили схемы расположения сква-
жин по вершинам равнобедренных треугольников (рис. VI 13).
Для ликвидации возможных запрессовок при взрывании зарядов врубовых
скважин предусматривается вспомогательный.распрессовочный заряд. Для этого
центральная скважина перебуривается по отношению к остальным на 4—5 м,
а остальные врубовые на I м. При запрессовке горной массы п донной части
центральной пеэаряжасмой скважины помещают заряд массой 25—40 кг, который
взрывается с замедлением п 50—100 мс после врубовых скважин
На некоторых зарубежных рудниках для обеспечения точности забуривания
и параллельности скважин почву буровой камеры бетонируют, а станок закреп-
ляют на эгом фундаменте анкерными болтами.
Для удержания патронов В В в скважине используют «парашюты» или ман-
жеты обратного торможения. Очень просты «парашюты» из лозы, отрезки которой
на 10—12 мм больше диаметра скважины Отрезки связывают пучками крест
на крест.
Близкое расположение зарядов друг к другу, воздействие каждого взрыва
предыдущего заряда на все остальные, взрывание каждого заряда с определен-
ным замедлением от предыдущего создают реальную, подтвержденную прак-
тикой опасность выпадения патронов ВВ заряда последующих очередей от взрыва
предыдущих. Предотвращение этих случаев достигается установкой во все
скважины саморасклинивающихся пробок. Пробка представляет собой деревян-
ный цилиндр высотой 250—300 мм, распиленный по диагонали Диаметр цилин-
дра на 5—10 мм меньше диаметра скважин. Сначала в скважину вставляют ско-
шенным концом вниз одну половинку пробки, а загсм вторую половинку ско-
шенным концом вверх Ударами по второй половине достигается хорошая рас-
клинка в скважине
Когда заряжание ведут сверху вниз, в скважину на шпагате опускается дере-
вянная цилиндрическая пробка или подвешивается пробка из бумаги. Затем
сверху засыпается буровой шлам на высоту 0,5 м. Далее скважину заряжают
согласно принятой конструкции заряда.
В каждую скважину устанавливается патрон-боевик с двумя электродетоиа-
торами, которые раздельно монтируются в основную и дублирующую сети. Ilpo-
верка сопротивления сети ведется с помощью линейного мостика ЛМ-48. При
необходимости проверки отдельного электродетонатора, помещенного в скважину,
302
замер омметром ЛМ-48 производят с последовательно включенным Ъ цепь электро-
детонатора добавочным сопротивлением достаточной величины.
Для замера результатов проходки тупиковых восстающих бессекциоииым
взрыванием можно использовать шар, заполненный водородом, который отправ-
ляют в пространство пройденного восстающего. По длине шпагата определяют
фактическую высоту восстающего
При проходке восстающих бессекциоииым взрыванием принимаются особые
меры безопасности. Проветривание обычно осуществляется за счет общешахт-
пой депрессии, но допуск в район взрыва разрешается только после отбора проб
воздуха на загазованность горноспасателями или работниками службы вентиля-
ции. Взрывы скважинных зарядов приурочивают к нерабочим сменам или между-
смеииому перерыву.
При бессекцнонном взрывании moivt возникать осложнения, которые потре-
буют специальных мер обеспечения проходки восстающего на проектную глубину:
запрессовка горной массы в проектном сечении восстающего;
образование пережимов;
образование корок в устьях тупиковых скважин,
прострел скважии;
образование восстающего нс на всю проектную высоту.
Ликвидация запрессовки горной массы в сечении восстающего при нали-
чии подхода с верхнего горизонта производится с помощью воды, обильно пода-
ваемой в район запрессовки. Оконтуривающие скважины при занрессовываиии
обычно простреливают. Для этого их пробивают тяжелым грузом, подвешенным
на тросе, или повторно разбуривают.
Ликвидация запрессовки н вывод на проектную высоту тупиковых восста-
ющих практически возможны только с помощью вспомогательных скважин, про-
буренных с наклоном в сторону запрессованной части восстающего Участок
скважины, пересекающий контур восстающего, заряжают наиболее мощ-
ным ВВ
При использовании восстающего п качестве отрезного брак проходки ликви-
дируют взрыванием скважин, пробуренных для развития отрезной щели. Для
этого скважины первого ряда располагают с наклоном 85—87° на восстающий.
Для предотвращения образования корок в устьях тупиковых скважин при
общей величине исдозаряда скважин в1 м рекомендуется две из скважин заря-
жать полностью.
В случае обнаружения недопустимых сближений скважин во избежание
преждевременной детонации соседних зарядов в одной из скважнн иа участке
сближения необходимо оставлять воздушный промежуток иа всю высоту сбли-
жения. При этом боевики устанавливают в каждой части «прерванного» заряда.
Прострелы скважнн из-за значительного увеличении расчетной л. н. с.
н неправильной очередности взрывания ликвидируют повторным взрыванием
прострелянных скважнн.
Проходческие комплексы (табл. VI.6) КПВ (для проходки вертикальных
восстающих), КПН (для проходки наклонных) и КПК (комплекс проходки
с креплением) безопасны в работе и экономичны при высоте восстающего более
25 м Оптимальный ряд включает 8 моделей комплексов.
Комплекс с помощью подъемника перемещается по монорельсу, собираемому
из секций длиной 1,5 м; он имеет кабину для размещения персонала и платформу,
с которой выполняются работы в забое восстающего. Пневмодвнгатсль подъемника
получает питание по шлангу,который автоматически сматывается и наматывается
с помощью лебедки.
Питание перфораторов сжатым воздухом и водой, а также дистанционное
управление их подачей осуществляются по трубопроводам, вмонтированным
в монорельс. На монорельсе в забое восстающего установлена распределительная
головка для подключения шлангов.
Комплекс КПК дополнительно снабжен проходческим щитом в виде кар-
каса, состоящим из отдельных секций, верхнего перекрытия, рабочей площадки
и .механизма перемещения, встроенного в стенки каркаса. Каркас и верхнее пере-
крытие после окончания проходки для удобства транспортировки разбираются
па части.
303
Таблица VI.6
Техническая характеристика проходческих комплексов
Показатели КПВ | КПП КПК
Тип Способ передвижения Гр>золюдскои, самоходный с пневмо- приводом По монорельсу
Длина секции монорельса 1.5 1,5 5000 1,5 5000
Подъемная сила, Н 5000
Скорость перемещения, м/с 0,25 30 0,25 0,25
Емкость барабана шланговой лебед- ки, м 30 80
Скорость наматывания шланга, м/с Габариты подъемника по платформе, мм. 0,3 0,3 0,3
длина 1600 3800 920
ширина 1200 1800 1200
высота 3200 1800 3500
Минимальные размеры сечения про- ходимой выработки, м 1,8Х 1,8 2,2X2,2 1.8X3,6
Масса, кг 6800 10 400 12 600
Обуривание забоя и заряжание шпуров согласно принятому паспорту про-
изводятся через люки верхнего перекрытия Шпуры заряжают при помощи спе-
циальных трубок-кассет После заряжания верхнее перекрытие опускается в от-
бойное (наклонное) положение, люки закрываются и проходчики опускаются
в кабине подъемника вниз. Для проветривания забоя предусмотрена труба диа-
метром 220 мм, входящая в конструкцию монорельса.
Применение проходческих комплексов решает проблемы механизации спу-
ска и подъема людей, оборудования н материалов, повышения безопасности ра-
бот, снабжения сжатым воздухом и водой, проветривания забоя после взрывных
работ.
Проходка восстающих бурением позволяет значительно повысить безопас-
ность работ, увеличить скорость проходки, с большой точностью выдерживать
сечение и направление выработки.
Методом бурения чаще всего проходят восстающие между двумя выработ-
ками, расположенными на различных отметках Широкое распространение по-
лучил вариант проходки восстающих в две стадии, когда сначала сверху вниз
или снизу вверх проходится пилот-скважина, а затем осуществляется расширение
восстающего до полного сечения
Во всех случаях применения пилот-скважины для установки расширяющих
элементов буровых агрегатов требуется подходная выработка
Применение агрегатов для бурения тупиковых восстающих связано с труд-
ностями по их ориентации в заданном направлении.
Комбайн 1КВ1 (табл. VI.7) предназначен для проходки восстающих по по-
родам и рудам с коэффициентом крепости до 12. Восстающий проходят снизу
вверх сплошным забоем или в две стадии с первоначальным бурением передовой
скважины.
Комбайн состоит из бурового станка, бурового става, разбуривателя, кон-
сольного крана для подачи штанг н блока питания. Буровой станок, блок питания
и платформы для штанг смонтированы па колесио-рельсовом ходу Перевод стан-
ка в рабочее н транспортное положение осуществляется с помощью манипулятора.
Сменная производительность комбайна по породам с коэффициентом кре-
пости 12 достигает 4 м
304
Таблица VI 7
Краткая техническая характеристика комбайнов конструкции
ВНИПИрудмаша для бурения восстающих
Показатели 1KBI 2КВ
Глубина бурения, м 80 80
Диаметр восстающего, мм 1 500 1 500
Максимальное отклонение восстающего от верти- 30 30
кали, градус Установленная мощность, кВт 143,5 132,7
Расход воды, л/мнн 40 40
Габариты станка, мм. в рабочем положении высота 3 950 3 950
ширина 1 800 1 460
длина 3 400 1 570
в транспортном положении, длина 4 450 3 125
ширина 1 800 1 460
высота 1 790 1 790
Масса станка, кг 15 000 12 400
Таблица VI.8
Техническая характеристика станков фирмы «Роббинс»
Наименование показателей Модель
23 R 61R 82 R
Диаметр восстающего, мм 910 1800 2400
Максимальная длина восстающего, м 150 180 300
Диаметр вспомогательной скважины, 200 280 310
мм
Осевое усилие при бурении сква- жин, кН 350- 964 467
Момент вращения, кН-.м ' 53,0 129,5 340,5
Усилие развинчивания, кН-.м Установочные габариты, мм: 860 1430 3405
ширина 1067 1570 1574
длина 1257 1590 1905
высота 2896 3710 3886
Масса, т 4,1 7,5 12
Комбайн 2КО (см. табл. VI.7) предиазиачеи для проходки восстающих по
породам и рудам с коэффициентом крепости до 10—12. Первоначально бурится
пнлот-скважина сверху вниз, которая затем расширяется до проектного диаметра
восстающего снизу вверх. Комбайн состоит из бурового станка, манипулятора,
разбуривателя, комплекта,буровых штанг, уложенных на специальные плат-
формы, и подъемника буровых штанг. Буровой станок, блок питания и платформы
для штанг смонтированы на колесно-рельсовом ходу. Перевод станка в рабочее
и транспортное положение, подача буровых штанг осуществляются с помощью
манипуляторов.
305
Подготовка к бурению начинается с выбора места заложения скважины,
проходки камеры объемом 60—80 мэ для размещения станка н возведения основа-
ния для него у устья скважины, представляющего собой бетонный массив или
железобетонную плиту Пнлот-скважииа проходится обычным шарошечным до-
лотом с использованном направляющих штанг, противодействующих отклоне-
нию скважины от заданного направления После того как рабочий орган агре-
гата достигнет горизонтальной выработки, шарошечное долото убирается. К этому
времени подготавливают буровой орган увеличенного диаметра для расширения
пилот-скважниы.
Из зарубежных наиболее известны буровые установки для проходки восста-
ющих фирмы «Роббинс» (табл. VI.8). Установками вначале ведется проходка
пилот-скважины сверху вниз, а затем производится се расширение снизу вверх.
Стоимость инструмента, армированного твердым сплавом, составляет 30 % от
себестоимости проходки восстающего. Его стойкость в породах с f = 20 состав-
ляет 180 м.
Бурение восстающих с выдачей керна получило ограниченное распростране-
ние из-за сложности оборудования и трудности отрыва керна большого диаметра.
ГЛАВА 3
КРЕПЛЕНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
§ 101. Горное давление
Проведение подземных горных выработок изменяет состояние горных по-
род с образованием зон повышенных и пониженных напряжений. Явления, свя-
занные с деформацией, сдвижением, разрушением массива, давлением пород иа
крепь, принито называть проявлениями горного давления. Проявления горного
давления зависят от горио-геологичсских условий и технологических особен-
ностей разработки.
К горно-геологическим условиям относится глубина разработки, угол паде-
ния и мощность разрабатываемой залежи, структура и физико-механические
свойства пород и полезного ископаемого.
К основным технологическим факторам относятся форма, размер и располо-
жение выработок, способ и скорость их проведения, способ управления горным
давлением.
Изменение напряженного состояния принято характеризовать коэффициен-
том концентрации напряжений — отношением напряжения, возникшего после
проведения выработки, к напряжению, существовавшему ранее в той же точке
в нетронутом породном массиве. Значение коэффициента концентрации может
колебаться п широких пределах.
Характер распределения напряжений вокруг выработки зависит от ее формы
и соотношения размеров поперечного сечения. В кровле и почве выработок при
боковом распоре, меньшем единицы, возникают растягивающие усилия
Omin = *1 ", _v уИ,
(VI.20)
где — коэффициент концентрации растягивающих напряжений; ( — коэф-
фициент бокового распора, v — 0,14-0,4 — коэффициент Пуассона; у — плот-
ность пород, т/м’; Н — глубина от поверхности до выработки, м.
По мере удаления от контура выработки в глубь массива эти напряжения сни-
жаются до нуля, а затем переходят в сжимающие и приближаются к первоначаль-
ной величине
(VI .21)
306
Рис. 'VI. Н. Эпюры напряжений'в массиве
после проведеиия.горной выработки
В боках выработки наблюдается
значительное увеличение сжимающих
напряжений.
атах = МЯ. (VI 22)
где k2 — коэффициент концентрации
сжимающих напряжений.
По мере удаления в глубь мас-
сива сжимающие напряжения умень-
шаются до первоначальной величины
уЯ (рис. VI. 14).
Максимальная концентрация на-
пряжений наблюдается в углах выра-
боток. При закруглении углов на-
пряжения уменьшаются.
Концентрация напряжений во-
круг выработки ограничивается не-
которой зоной, размеры которой составляют (3-5-5) /, где /—наибольший
линейный размер сечения выработки. Вблизи контура обнажений напряжения
могут превзойти предел прочности пород, в результате чего происходит их раз-
рушение или пластическое течение.
Областью влияния горной выработки является часть породного массива,
в пределах которого происходят сдвижение, деформации и разрушение пород.
Часть области влиянии горной выработки, примыкающую непосредственно
к ее контуру, в пределах которой напряжения выше, чем в нетронутом массиве,
называют зоной опорного давления.
Характер формирования области влияния горной выработки при прочих
равных условиях зависит от физико-механических свойств горных пород. Из
всего многообразия свойств и особенностей пород выделяют четыре характерных
сочетания.
1. Породы кровли, боков н подошвы устойчивы. В этом случае
*1 YW < *с<Гр£;
(V1.23)
МЯ < Меж?; (VI .24)
где 5 — коэффициент длительной прочности; ар, аС)К— пределы прочности пород
соответственно на растяжение и сжатие в условиях двухосного напряженного
состояния.
При соблюдении условий выражения (VI 23) опасных деформаций в обна-
жениях пород не бывает.
2. Породы кровли выработки неустойчивы, а боков и почвы устойчивы
(VI.25)
k2yH < ЛсОсж^ (VI .26)
В этом случае в кровле породы будут разрушаться. При развитии трещино-
ватости в зоне, прилегающей непосредственно к кровле выработки, отдельные
куски, глыбы и участки породы теряют связь с массивом и выпадают. Постепен-
ное обрушение пород продолжается до образования поверхности неправильного
очертания, которая приближается к своду. Его называют сводом обрушения.
За его пределами образуется свод естественного равновесия пород.
3. Породы в кровле н в боках выработки неустойчивы, в почве устойчивы.
*1 уИ >*copg;
>АгсосжЕ.
(VI-27)
(VI .28)
307
В этом случае область неупругих деформаций распространяется иа кровлю
н бока выработки.
4. Породы неустойчивые в кровле, боках и подошве выработки. Область
неупругих деформаций в этом случае распространяется во все стороны от вы-
работки.
Устойчивость обнаженной породы в вертикальных стволах круглого попе-
речного сечения ВНИМИ предложил оценивать исходя из условия
(VI .29)
где k3 — коэффициент концентрации напряжений
Для изучения напряженного состояния массива горных пород разработано
несколько методов
Метод разгрузки горных пород основан на использовании характеристик
упругого восстановления формы образца при искусственном отделении его от
окружающего массива пород
С помощью специального станка в породе пробуривают скважину диаметром
до 120 мм, забой которой шлифуют. После установки на забое скважины тензо-
метров выбуривают керн на глубину, большую диаметра скважины Элементом
разгрузки является керн, на торце которого закреплены тензометры. Снимая
с них показания, определяют осевую и поперечную упругие деформации в про-
цессе разгрузки элемента массива По полученным данным и известным для дан-
ной породы значениям модуля упругости и коэффициента Пуассона производят
расчет напряжений.
Метод буровых скважин за <л:о<ается в том, что в скважине с помощью спе-
циального прибора измеряют в различных направлениях деформации пород
в стенках скважины и исследуется процесс их изменения в пространстве и вре-
мени Расчет производится по результатам измерений упру>их деформаций.
Звуковой метод основан иа изменении для изотропной среды скорости рас-
пространения звуковых волн в зависимости от упругих свойств этой среды.
Непосредственное определение нагрузки на крепь осуществляется с помощью
динамометров Динамометры по принципу действия’ бывают механические,
гидравлические и электрические.
Нагрузки на крепь можно определять путем замеров деформаций элементов
крепи с последующим измерением сопротивления материалов нагрузке, вызвав-
шей эти деформации.
Изучение явлений иа моделях облегчает расшифровку натурных наблюдений
в шахтах и позволяет сократить их объем
Моделирование на эквивалентных материалах в зависимости от поставленных
задач может проводиться на плоских и объемных моделях Напряжения в мо-
делях создаются силой тяжести самих эквивалентных материалов В целях умень-
шения высоты модели часть силы тяжести пород возмещается пригрузкой модели
сверху. В процессе моделирования ведутся наблюдения за сдвижениями и де-
формациями пород.
Оптический метод моделирования используется для исследования напряже-
ний в массиве горных пород и в крени. Метод позволяет воспроизводить трехмер-
ное напряженное состояние массива пород вокруг выработок и определять на-
пряжения в любой точке и по любому сечению внутри массива пород.
Значительную роль в развитии исследований вопросов горного давления
сыграла гипотеза М М Протодьякоиова, основанная на предположении, что
массив горных пород не является сплошным и упругим, а разбит многочислен-
ными трещинами на отдельные куски и глыбы Над выработкой образуется свод
естественного равновесия, который разгружает ее от силы тяжести вышележа-
щих пород, а на крепь выработки оказывает давление лишь порода, находящаяся
ниже контура свода естественного равновесия
Рп = 4-т-у> (vi-зо)
где о — полупролет свода, м; /—коэффициент крепости пород.
308
П М. Цимбаревич считает, что предложенной формулой можно пользо-
ваться при определении давления па крепь выработок, пройденных в породах
с коэффициентом крепости f 5» 5. Если выработка пройдена в неустойчивых по-
родах (/ < 4), боковые породы не способны стоять вертикальной стенкой и де-
формируются. Вследствие этого образуются треугольные призмы, сползающие
под углом
где ф — угол внутреннего трепня горных пород (табл VI 9). Высота свода ес-
тественного равновесия при прямоугольном сечении выработки
(vi.32)
----------1---------'
при трапециевидном сечсинн
а 4- Л (cig 80° -И etg 9°°21~ ф ) (VI .33)
-f ,
где Л — высота выработки, м
Давление горных пород на крепь со стороны кровли приближенно опреде-
ляется по формуле
Рп=2аМ- (VI.34)
Считая, что давление распределяется равномерно, интенсивность его^
Боковое давление пород определяется силой тяжести сползающих призм:
у кровли выработки
= (VI.36)
у почвы выработки
Pi=T(fc + *l)tgs?5^. (VI 37)
Если выработка проходится по наносам, глинистым сланцам и породам,
имеющим геологические нарушения и трещины, заполненные глинистыми ча-
стицами, а расчетная высота свода естественного равновесия больше глубины
заложения выработки, то при определении давления необходимо учитывать весь
столб вышерасположенных пород, подставляя в формулы (VI.34), (VI 35) вместо
величину Н.
Наклонные выработки занимают промежуточное положение между гори-
зонтальными и вертикальными. В горизонтальной выработке проявляется пре-
имущественно вертикальное давление, а в вертикальной — горизонтальное.
В наклонной выработке вертикальное горное давление определяют способом,
принятым для горизонтальных выработок. Полученное давление раскладывается
«а нормальную к продольной оси выработки и тангенциальную (параллельную
осн) составляющие.
Нормальная составляющая
V — Рп cos а, . (VI.38)
Где а — угол наклона выработки.
309
Таблица VI 9
Характеристика горных пород
Горные породы Коэффи- циент крепости по шкале М М. Про- тодьяко* Угол го трения V Коэффи- циент бокового распора H = (g«X Г0°-Ф Х 2 Временное сопротивле- ние раз- рушению о. МПа
Кварциты исключительно крепкие Джеспилиты, габ- бро-диабаз, габбро-днорит Порфириты исключительно крепкие 20 87п 08' 0,00063 200
20 87° 43' 0,00039 250
Базальт олнвииовый, анде- зит, роговик, диабаз, диорит высшей крепости 17 86° 38' 0,00086 170-180
I ранит мелкозернистый весьма крепкий 19 86° 49' 0,00077 170-180
Кремень, сливные кварци- товые песчаники исключи- тельной крепости 15 86" И' 0,0011 150-160
Окремнелыс известняки выс- шей крепости 16 86° 23' 0,00099 150-160
Среднезернистые граниты. 12 85° 13' 0,00173 120-140
кварцитовые сливные пес- чаники, кварциты, диабазы, гнейсы крепкие, порфирит, гранит крепкий, сиенит 14 85° 56' 0,00126 120-140
/Мелкозернистые, монолит- 10 84° 18' 0,00248 100-110
ные. окварцованные песча- ники, елнвиые известняки исключительной крепости. Мрамор крепкий 84° 49' 0,00204 100—110
Конгломерат крепкий на из- вестковом цементе. Песчани- ки крепкие иа кварцитовом цементе Колчеданы, креп- кие доломиты и известняки 8 82° 53' 0,00372 80—90
Змеевик, гранит и сиенит крупнозернистые. Джеспе- литы, диориты, базальты, кварцевые породы, диабазы, трахиты, известняк, песча- ник 7 81° 52' 0,00505 70
Крепкие аргиллиты и але- вролиты, песчано-глинистые сланцы, сидерит, магнезит, змеевик оталькованный, из- вестняк и песчаник 6 80° 32' 0,00666 60
Граниты, гнейсы, сиениты и прочие массивные породы, енлыю минерализованные или выветрившиеся, песча- нистый сланец, известняк п крупнозернистый песчаник 310 5 78й 41' 0,0098 60
Продолжение т а б л. VI 9
Горные породы Козффи- крепости по шкале М М Про- тодьяко- Угол внутренне- го трепня Ф Коэффн- бокоаого распора Л — tg’ X Временное сопротивле- ние раз- рушению о, МПа
Известняк мергелистый, 4 75“ 58' 0,01513 40
глинистый песчаник, слю- дистый сланец, доломиты 5 78’41' 0,0098 50
Глинистые и углистые слан- цы средней крепости, плот- ный мергель, слабые песча- нистые сланцы, слабые из- вестняки, песчаники н до- ломиты 3 71“ 34' 0,02624 30
Антрацит, крепкий камен- ный уюль, слабые конгло- мерат и песчаник, алевро- лит и аргиллит средней кре- пости, мягкий глинистый сланец, мерзлый грунт, раз- рушенные песчаники 2 63“ 26' 0,0563 20
Слабые глинистые сланцы, очень слабые выветрившие- ся известняки и доломиты, каменный уголь средней крепости, разрушенные сланцы 1,5 56° 19' Q.0918 15
Каменный уголь мягкий, от- вердевший' лёсс, мергель мягкий, бурый уголь, кар- бонатная глина, мягкая ка- менная соль, пористый гипс, тяжелая ломовая глина, плотный суглинок, жирная глина и тяжелый суглинок, мелоподобные слабые поро- ды, сцементировавшийся строительный .мусор 1,0 45“ 00' 0,1714 10
Легкая песчанистая глнна, лёсс, гравий, щебень 0,8 38“ 40' 0,2304 —
Растительная земля, торф, мягкий суглинок, сырой пе- сок 0.6 ' 30’ 58' 0,3208 —
Песок, осынн, мелкий гра- вий, насыпная земля, добы- тый уголь 0,5 26“ 33' 0,3826 —
Плывуны, болотнс|ын грунт, разжиженный лёсс, другие разжиженные грунты 0,3 16’ 42' 0,5535
311
Тангенциальная составляющая частично воспринимается крепыо, в которой
возникают дополнительные к имеющимся от нормальной составляющей на-
пряжения.
Т = Ра sin а (VI.39)
П М Цимбаревич рекомендует определять величину горного давления
в наклонных выработках в зависимости от угла наклона
при а< 45° /V = cos а, (VI 40)
при а> 45° V = Ра cos 45°. (VI.4I)
§ 102. Типы крепи и выбор крепежных материалов
Крепь должна удовлетворять следующим требованиям
обеспечивать рабочее состояние выработок и безопасные условия работы
в них в течение всего срока службы;
сумма первоначальных затрат на изготовление, установку крепи и затрат
на эксплуатацию в течение всего срока службы выработки должна быть мини-
мальной,
крепь не должна препятствовать выполнению производственных процессов,
вызывать технические осложнения при проведении и эксплуатации выработок.
Крепи подготовительных и капитальных горных выработок по конструктив-
ным н технологическим признакам разделяют на рамную, сплошную и анкер-
ную.
Крепежные материалы делятся
по использованию в конструкции крени — на основные, применяемые в не-
сущих конструкциях крепей (металл, бетон, дерево, пластмассы и др.), вяжущие,
служащие для приютовления растворов, и вспомогательные (водоизоляционные
материалы, химические реагенты и др.);
но сроку службы в выработках — на долговечные (бетон, металл и др.)
и недолговечные (дерево);
по характеру деформации под нагрузкой — на хрупкие (бетон, камин и др.)
и упруго-пластические (металл).
Крепежные материалы должны обладать высокой удельной прочностью,
иметь низкую стоимость, не быть легковоспламеняющимися, обладать стойкостью
против коррозии и гниения.
Крепежные материалы выбирают в зависимости от конструкции крепи,
срока службы и назначения выработок, величины горного давления и экономиче-
ских факторов.
Деревянную крепь применяют в выработках со сроком службы до
5—6 лет, находящихся в условиях незначительного и средней величины давления
горных пород При благоприятных горно-геологических условиях н консерви-
рованном лесе срок службы деревянной крепи может быть увеличен
Для крепления горных выработок применяют ель, сосну, лиственницу,
кедр, пихту.
Достоинства деревянной крепи: возможность применения в различных усло-
виях, простота изготовления, невысокая трудоемкость конструкции, невы-
сокая первоначальная стоимость. Недостатки, малый срок службы, огнеопасность,
невозможность многократного использования.
Наиболее широко для креплении применяют сосну. Ель обладает более
низкими механическими свойствами, содержит меньше смолы и поэтому скорее
загнивает. Ель применяют в сухих выработках с небольшим горным давлением
и малым сроком службы. Пихта менее прочиа, чем ель, и хуже противостоит
загниванию Лиственница обладает высокой механической прочностью и стой-
костью против загнивания. Ее применяют при креплении капитальных горных
выработок с большим сроком сл1жбы. Бук, дуб, граб н другие породы леса как
крепежный материал применяют крайне редко.
На круглый крепежный лес для крепления очистных, капитальных и под-
готовительных выработок, изготовления венцовой крепи, восстающих п шурфов
прямоугольного сечения установлен ГОСТ 616—72.
312
Таблица VI. 10
Среднее значение показателей физико-механических свойств
древесины при 15 % влажности
Порода дерева Предел прочности. МПа
сжатии вдоль полокон ческом изгибе женин волокон ори скалывании в нмнранленнн
ради- альном тангенцн* альпом
Ь\'К 0,65 46,0 94,0 129,0 10,0 13,0
Дуб 0,72 52.0 94,0 129,0 8,5 10,5
Ель 0,46 42,0 77,5 122.0 5,0 5,0
Лиственница 0,68 51,5 97,0 129,0 11,5 12,5
Кедр 0,44 35,0 64,5 78,0 5,5 6.0
Пихта (сибирская) 0,39 33,0 58,5 6,0 6,5
Пихта (кавказская) 0,44 39,0 72,0 112,0 7,5 8.0
Сосна 0,53 44,0 79,0 115,0 7,0 7,5
Ясеиь 0,71 51,0 115,0 — 14,0 13,0
Доски, брусья, бруски и обаполы для крепления горных выработок готовят
из тех же пород, что и стойки. Размеры досок, брусков, брусьев нормы пороков
леса и правила их маркировки должны соответствовать ГОСТ 8468—81. Доски
применяют для затяжки кровли и боков горных выработок, устройств опалубок,
настилов, полков. К доскам относятся пиломатериалы, ширина которых больше
двойной толщины.
К брускам относят пиломатериалы, ширина которых равна или менее двой-
ной толщины.
К брусьям относят пиломатериалы, ширина и толщина которых более
100 мм.
Обапол разделяют па габаритный — с нспропилениой наружной поверхно-
стью или пропиленной не более че.м па половину длины и дощатый — с пропи-
ленной наружной поверхностью более чем на половину длины обапола
Прочность древесины (сопротивление сжатию, растяжению, изгибу) за-
висит от породы дерева, влажности, строения, характера, направления и места
приложения силы (табл. VI. 10).
Наиболее сильными разрушителями древесины являются белый, пленчатый
домовый и шахгный грибы Предохранение крепежного леса от 1нисиия произ-
водится прониткой или промазкой его антисептиками. Антисептики должны быть
безвредными для людей; не выщелачиваться из пропитанной древесины; не иметь
запаха и вредных газов при высыхании; не способствовать горению, а при горе-
нии не выделять ядовитых газов и густого дыма.
Фтористый натрий — обладает высокими противогрибковыми свойствами,
легкой проницаемостью в древесину, не горит и не имеет запаха. Употребляется
в виде 2—4-процентиого раствора
Хлористый цинк — обладает почти такими же антисептическими свойствами,
как и фтористый натрий, однако легко выщелачивается при наличии воды. Упот-
ребляется в виде раствора с концентрацией 2—5%.
Кремнефтористый натрий оказывает почти такое же действие, как и фто-
ристый натрий, по из-за плохой растворимости, особенно в холодной воде, при-
меняется в виде горячих насыщенных растворов.
Крепь из дерева склонна к возгоранию. При длительном нагревании свыше
130° происходит разложение древесины с выделением тепла и газов, способных
к воспламенению. Различают
температуру воспламенения, когда выделяющиеся газы воспламеняются от
поднесенного пламени;
313
Таблица Vl.ll
Температура воспламенения, горения и воз!орания некоторых пород дерева
Порода дерева Температура, °C
воспламенения горения возгорания
Д1б 245 270 350
Сосна 230 270 360
Ель 260 290 400
Таблица VI.12
Огнезащитные составы, применяемые для пропитки крепи
подземных выработок
Составы пропитки Потрсб- лнчсстао. Характеристика состава Основное назначение состава
Смеси фосфор- 1 80 Гигроскопичен Для пронитки элемен-
нокислого 11 48 при относитель- тов толщиной до
аммония 111 20 ной влажности воздуха выше 80 %; понижает прочность древе- сины на 10— 15 % 50 мм при относитель- ной влажности воз- духа до 80 %
Смесь фосфор- нокислого и сернокислого аммония с ке- росиновым контактом Петрова 111 20 Нс гигроскопи- чен, не понижает прочности древе- сины Для поверхностной пропитки элементов, защищенных от непо- средственного увлаж- нения
температуру горения, прн которой зажженные газы продолжают гореть;
температуру возгорания, когда выделяющиеся газы сами воспламеняются
па воздухе (табл. VI. 11)
Для предохранения древесины от возгорания производят ее пропитку огне-
защитными составами (табл. VI. 12).
Для предохранения древесины одновременно от возгорания и гниения в огне-
защитные составы добавляют фтористый натрий или другие антисептики.
Диаметр (см) верхняков крепежных рам временной илн постоянной дере-
вянной крепи зависит от срока службы выработки. При сроке службы менее
1 года
d= 5.04O1Z
Г [<7ц] /
(VI.42)
более 1 года
d = 6,38а
У
V 1он]Г
(VI .43)
314
с =2,51/^,, (VI.44)
Г Ри) /
где L — расстояние между крепежными рамами, см; (ап) — допускаемое на-
пряжение иа изгиб (для сосны 8—9 МПа).
Диаметр леса для стоек принимают равным диаметру верхияка и проверяют
по допускаемому напряжению па сжатие с учетом продольного изгиба и наклона
стоек:
асж = 2гХПоза<:[асж1’ (V145)
где а — угол между осью стойки и вертикалью, градус; Fc — площадь попереч-
ного сечения стойки, "См2, ip = I — 0,007— — коэффициент уменьшения допу-
скаемого напряжения (/ — длина стойки, см; i = — наименьший радиус
инерции стойки, d — диаметр стойки, см).
Деревянную крепь в вертикальных выработках применяют главным образом
для крепления шурфов, восстающих, слепых шахт и неглубоких стволов с неболь-
шим сроком службы. Форма поперечных сечений вертикальных горных вырабо-
ток при деревянной крепи прямоугольная. Основным элементом деревянной крепи
являются венцы. Венцы расклинивают в выработке, а пустоты за крепью запол-
няют мелкой породой. Через 5—8 м устанавливают опорные венцы, укрепляемые
в углублениях выработки.
Если крепь возводят путем укладки одного венца на другой в восходящем
порядке, то ее называют сплошной веицовой. Для сплошной венцовой крепи
диаметр (см) круглою леса
d= 1,121,1/-^, (VI-46)
' [<Тц]
где L — расчетная длина короткой стороны венца, см; Р — горизонтальное дав-
ление горных пород на крепь выработки, МПа; [<ти ] — допускаемое напряжение
на поперечный изгиб материала крепи, МПа.
размер стороны (с.м) брусьев квадратного сечения
С=0,87Ь|/-Д-. (VI-47)
г (Он!
Для изготовления крепи часто используют сталь и чугун. Сталь применяют
в виде прокатных профилей, прутков круглого и периодического профиля. Чугун
в основном идет иа изготовление тюбингов для крепления выработок в сложных
гидрогеологических условиях.
Металлическую крепь применяют для крепления капиталь-
ных и подготовительных выработок со сроком службы более трех лет, проводи-
мых в породах любой крепости.
Достоинства металлической крепи значительная прочность, большой срок
службы, легкость монтажа, возможность многократного использования, безопас-
ность в пожарном отношении. Недостатки, сравнительно высокая первоначаль-
ная стоимость, сложность ремонта, подверженность коррозии.
В настоящее время наибольшее распространение получили трапециевидная,
арочная, эллипсовидная и кольцевая крепи. В зависимости от условий работы
крепь выполняется податливой или жесткой.
Трапециевидные крепежные рамы готовят из рельсов (табл. VI. 13), быв-
ших в употреблении (ГОСТ 7173—54), и балок (табл. VI 14; VI. 15) двутаврового
(ГОСТ 8239—72) или швеллерного профиля (ГОСТ 8240—72). Эту крепь при-
меняют в выработках небольшого сечения с установившимся горным давлением.
Стойки крепежных рам готовят из профиля того же размера, что н верхняк,
с учетом геометрических характеристик (табл. VI 16)
315
Таблица VI 13
Размеры профилей рельсов, мм
2
Тип h ь ft. d й. Л, Я г
Р18 90 80 40 10,0 47,1 42,9 7 4
Р24 107 92 51 10,5 53,6 53,4 13 3
РЗЗ 128 НО 60 12,0 57,0 71,0 12 4
Р38 135 114 68 13,0 67,81 67,19 13 2
Р43 140 114 70 14,5 68,5 71,5 13 4
Таблица VI 14
Размеры профилей двутавровых балок, мм
№ про- h | ь t Я
12 120 64 4,8 7,3 7,5 3,0
14 140 73 4,9 7,5 8,0 3,0
16 160 81 5,0 7,8 8,5 3,5
18 180 90 5,1 8,1 9,0 3,5 ’
18Л 180 100 5,1 8,3 9,0 3,5
20 200 100 5,2 8,4 9,5 4.0
20А 200 НО 5,2 8,6 9,5 4,0
22 220 ПО 5,4 8,7 10,0 4,0
22А 200 120 5,4 8,9 10,0 4,0
24 240 115 5,6 9,5 10,5 4,0
24А 240 125 5,6 9,8 10,5 4,0
27 270 125 6,0 9,8 11.0 4.5
27А 270 135 6,0 10,0 11,0 4,5
Таблица VI.15
Размеры профилей швеллеров, мм
№ h ь t Я г
10 100 46 4,5 7.6 7,0 3,0
12 120 52 4,8 7,8 7,5 3,0
14 140 58 4,9 8,1 8,0 3,0
14А 140 62 4,9 8,7 8,0 3,0
16 160 64 5,0 8,4 8,5 3,0
16Л 160 68 5,0 9,0 8,5 3,5
18 180 70 5,1 8,7 9,0 3,5
18А 180 74 5 1 9,3 9,0 3,5
20 200 76 5^2 9,0 9,5 4,0
20А 200 80 5,2 9,7 9,5 4,0
22 220 82 5,4 9,5 10,0 4,0
22А 220 87 5,4 10,2 10,0 40
316
Характеристика профилей
Наименование и № профиля (ГОСТ) Площадь попереч- ного се- Теоретн-
Сталь горячекатаная профильная для крепи горных выработок типа СВП ГОСТ 18662-73
14 18,70 14,7
17 21,73 17 1
19 24,44 19,2
22 27,91 21,9
27 34,37 27,0
Балки двутавровые ГОСТ 8239— 72
12 14,7 11,5
14 17,4 13,7
16 20,2 15,9
18 23,4 18,4
18а 25,4 19,9
20 26,8 21,0
20а 28,9 22,7
22 30,6 24,0
Таблица VI \6
Ось Х-Х Ось Y—Y ц/х Коэффициент использования ма- териала
момент инерции Jx, см* момент сопро- тивления 1ГХ, см1 момент инерции момент сопро- тивления \Vy. см3 Wx ~0~ Q
184,0 40,7 282,3 46,1 0,88 2,77 3,14
243,4 50,3 382,3 57,9 0,87 2,94 3,38
322,8 61,3 464,0 67,0 0,91 3,20 3,48
428,6 74,8 566,3 77,8 0,94 3,40 3,54
646,1 100,2 731,5 97,8 1,04 3,78 2,62
350 58,4 27,9 8,7 6,7 5,1 0,76
572 81,7 41,9 11,5 7,1 5,9 0,84
873 109 58,6 14,5 7,50 6,8 0,91
1290 143 82,6 18,4 7,70 7,8 1,00
1430 159 114,0 22,8 7,07 8,0 1,15 ’
1840 184 115,0 23,1 8,00 8,8 1,10
2030 203 155,0 28,2 7,20 9.0 1,24
2550 232 157,0 28,6 8,14* 9,7 1,19
Наименование н № профиля (ГОСТ) Площадь попереч- Теоретн- Ось х—х
момент ннерцнн сопро- тивления U/x. см*
22а 32,8 25,8 2790 254
24 34,8 27,3 3460 289
24а 37,5 29,4 3800 317
27 40,2 31,5 5010 371
27а 43,2 33,9 5500 401
Швеллеры ГОСТ 8240-72.
12 13,3 10,4 304 50,6
14 15,6 12,3 491 70,2
14а 17,0 13,3 545 77,8
16 18,1 14,2 747 93,4
16а 19,5 15,3 823 103,0
18 20,7 16,3 1090 121,0
18а 22,2 17,4 1190 132,0
Р18 23,07 18,06 240,0 51,10
Р24 32,70 25,60 438,0 87,6
РЗЗ 42,758 33,48 967,98 146,86
Р38 49,063 38,416 1222,54 180,29
Р43, ГОСТ 7173-54 57,000 44,653 1489,0 208,30
Продолжение табл VI 16
Ось У —У "“7 Коэффициент использования ма- териала
момент |(нерцни момент СОПрО' тивлення Wy. см3 Wx wy Q
206,0 34.3 7,64 9,9 1,33
198.0 34,5 8,40 10,6 1,26
260,0 41,6 7,64 10,7 1,42
260,0 41,5 8,95 11,8 1,32
337,0 50,0 8,02 11,8 1.47
31,2 8,5 5,96 4,86 0,82
45,4 11.0 6,37 • 5,70 0,90
57,5 13,3 5,85 5,93 1,00
63,3 13,8 6,75 6,55 0,97
78,8 16,4 6,30 6,73 1,07
86,0 17,0 7,15 7,42 1,04
105,0 20,0 6,60 7,60 1,15
47,1 10,3 5,4 2,82 0,57
80,6 17,5 5,0 3.41 0,68
166,72 30,31 4,8 4,39 0,91
209,28 36,72 4,9 4,69 0,96
260,00 45,00 4,8 4,66 1,01
Для изготовления арочных ме-
таллических крепей применяют сталь
специальных профилей (табл. VI. 17),
обладающих примерно одинаковыми
моментами сопротивления относительно
обеих главных осей и более полно по
сравнению с профилями общего назна-
чения отвечающих условиям нагруже-
ния крепи в горных выработках. Ароч-
ная крепь состоит из арок, межароч-
ных металлических стяжек и железо-
бетонных или деревянных затяжек;
арка — из одного верхнего сегмента
н двух боковых звеньев. Концы верх-
него сегмента арки телескопически
входят в боковые звенья, а места
соединения стягиваются хомутами.
Податливость крепи достигается за
счет вдвигания одного в другой концов
звеньев арки в местах их соединения и
составляет 320—350 мм. В период по-
датливости с увеличением давления
на крепь растет сопротивляемость
крепи, так как увеличиваются распор
и заклинивание боковых плоскостей
профиля. Путем изменения силы за-
жатия хомутами скользящих стыков
соединений можно регулировать сте-
пень податливости крепи.
Расчет элементов металлической
трапециевидной крепежной рамы сво-
дится к определению номера профиля
проката, для чего подсчитывают да-
вление горных пород иа одну раму и
затем определяют максимальный изги-
бающий момент
М=~. (VI.48)
Необходимый момент сопротивления
верхияка
По необходимому моменту сопро-
тивления подбирают помер балки
(ем. табл. VI. 16).
Максимально возможное расстояние
между крепежными рамами
(VI. 50)
I Расчет податливой арки (рис.
Интенсивность нагрузки со стороны
кровли
q^-bLy. (VI.51)
45,5 23,0 131,5 60,0 51,0 73,4 84,6 91,5 19,7
44,0 24,0 136,0 60,0 51,0 71,5 83,5 94,0 20,6
44,0 25,5 145,5 60,0 51,5 71,0 83,5 99.5 22,5
47.0 29,0 149,5 59,5 50.6 69,5 83,5 99,0 25,0
319
,вдвж-"+
/ft \ б где / — ширина выработки по поч-
/о ГГ V*-ч? Горизонтальный распор
Д 1\ И Vi <v,s’
/ 1_____I у | 1 I t где /п — высота арки, м, Q — упру-
| // i гий отпор боковых пород, кН; г —
“ радиус верхней дуги аркн, м
Рис. VI.15. Схема к расчету податливой
аркн <? = /гТоо* (vl 54)
где k — коэффициент упругого отпора боковых пород (табл. VI. 18). В сечении
арки тп с координатами
Хо=]/г2-^И1, (VI.55)
Го = ‘|А2-хо + Л> (VI.56)
максимальный изгибающий момент
Мтах = л(4~хо) -f(y-xoy-//yo-Q(6o-ft). (VI.57)
/Момент сопротивления изгибу
цу = ^п!2х) (VI .58)
1°и|
по которому выбирают номер проката, а затем находят осевые усилия в опасном
сечении и напряжения.
Nxt> = AX± т. (VI 59)
Бетонную крепь применяют для крепления выработок с большим
сроком службы и при значительном горном давлении. Бетон слабо сопротивля-
ется растягивающим и изгибающим усилиям, поэтому крепи придают форму,
при которой возникают только сжимающие напряжения. При вертикальном гор-
ном давлении в качестве основной формы крепи принимают сводчатую с верти-
кальными стенками. В зависимости от отношения подъема свода к его пролету
различают своды полуциркульные, подъем которых равен половине пролета
выработки (Лс = 0,5/), повышенные (Лс > 0,5/) и пониженные (Лс< 0,5/). По
очертаниям различают своды цилиндрические, очерченные одним радиусом,
трехцентровые, очерченные двумя радиусами из трех центров, и параболические.
В типовых сечениях выработок при трехцеитрово.м своде приняты радиусы
R = 0,692/ и г = 0,262/.
Бетон — искусственный каменный материал, получаемый в результате;
затвердевания смеси из вяжущего, крупного и мелкого заполнителей и воды.
В качестве мелкого заполнителя применяют песок, а крупного — гравий или;
щебень из пород, прочность которых должна быть не ниже прочности бетона.'
Вяжущие и вода являются активными составляющими бетона, а песок и крупный 1
заполнитель — инертными составляющими.
320 I
Таблица VI 18
Параметры выработок, закрепленных арочной податливой крепью
Площадь селения выработки, профиля Ширина арки по выработ- Высота Радиус Высота от почвы вы- работки до центра осе- вой дуги, ы Значение коэффи- циента упругого отпора бо- ковых пород
5,5 14 2,5 2,5 1,2 1,3 38,2
6,5 17 3,2 2.6 1,5 1 ] 42,8
7,5 17 3,2 2,8 1,5 )’з 47,8
8,5 19 3,5 2,8 1,7 1,1 53,5
10,5 22 4,2 3,1 2,0 1,1 66,0
12,0 27 4,7 3,3 2,2 1,1 76,5
14,5 27 5,0 3,3 2,3 1 1 89,5
17,2 27 5.2 3,4 2,4 й 98,3
Наиболее распространенным вяжущим для возведения горной крепи явля-
стся цемент. При затворении цемента водой образуется цементное тесто. Посла
схватывания цемента наступает период твердения, в течение которого механи-
ческая прочность образовавшегося цементного камня постепенно нарастает Наи-
лучшие условия для твердения обеспечиваются во влажной среде при температуре
от 15 до 20 “С. При температуре менее 5 “С скорость схватывания и твердения зна-
чительно снижается, а при —10 °C схватывание прекращается.
В горном деле и строительстве широкое распространение получил порт-
ландцемент марок, 300, 400, 500 и 600 (ГОСТ 10173—75). Марка цемента ха-
рактеризует предел прочности при сжатии образцов, изготовленных из раствора
состава 1 : 3 при водоцемеитио.м отношении В . Ц — 0,4.
Образцы размером 40X 40X160 мм испытываются через 28 сут. па изгиб и
на сжатие.
У обычного портландцемента начало схватывания должно наступать не ра-
нее чем через 45 мин и заканчиваться не позднее чем через 12 ч с момента затворе-
ния. Для сокращения срока схватывания в цемент вводят добавки в количестве
1.5—5 % по массе (хлористый кальцин и др ). В настоящее время выпускают
быстросхватывающийся цемент.
При агрессивных шахтных водах применяют специальные цементы: глино-
земистый, шлаковый портландцемент и др.
Состав бетона выражается соотношением масс: 1 . А • Б, т. е. на одну часть
Цемента приходится А частей песка и Б частей гравия.
Бетоны по плотности разделяют на тяжелые и легкие. Для горной крени
применяют в основном тяжелые бетоны с плотностью 2200—2300 кг/м3.
По расходу цемента на 1 м3 бетонной смеси различают бетоны жирные (бо-
лее 250 кг/м3), средние (200—250 кг/м3) и тощие (менее 200 кг/м3). Для горной
крени чаще применяют жирные и средние бетоны.
По консистенции бетонные смесн различают жесткие, пластичные и литые.
Жесткие смесн содержат 6—6,5 % воды от массы сухой смеси. При укладке они
требуют вибрирования или трамбования. Пластичные бетоны содержат 6,5—
8 % воды и хорошо укладываются при слабом трамбовании. Литые бетоны со-
держат 8—12% воды и свободно растекаются и укладываются в конструкции
опалубки.
Для изготовления горной крепи применяют жесткий бетон. Пластичные
бетоны чаще используют при возведении железобетонных конструкций, а литые
в случае применения бетоноукладчиков и бетононасосов.
Ж е л ез о б е т о н — материал, состоящий из бетона и введенной в него
стальной арматуры, работающих в конструкции совместно. Благодаря этому
I) П/р В. А. Гребенюка и др. 321
железобетонная крепь способна нести значительные нагрузки. Совместная работа
арматуры и бетона обеспечивается хорошим их сцеплением. Количество арматуры
определяется расчетом и характеризуется процентом армирования, представля-
ющим собой отношение общей площади сечения рабочей арматуры к площади
сечения бетона, выраженное в процентах. Для горной крепи процент армирования
принимают 0,5—1,5.
В пласт-бетопе в качестве вяжущего используют синтетические смолы раз-
личного состава (эпоксидную и др.) и специальные добавки (полиэтнлеиполиамин
и т. п.).
Пласт-бетон характеризуется высокой прочностью иа сжатие, изгиб и рас-
тяжение, отличается стойкостью против агрессивных вод и высокой водонепро-
ницаемостью.
Прочность бетона характеризуется его маркой, которая представляет собой
предел прочности иа сжатие кубических образцов в 28-дневиом возрасте. Нормаль-
ными условиями твердения бетона считаются температура 15—20’С и отно-
сительная влажность окружающей среды 90—95 %. Размер кубиков принимают
20x20X20 см. Для горной крепи применяют бетон марок 100, 150, 200,300,
400, 500 и 600.
Объем готовой бетонной смеси меньше суммы объемов составляющих. Соот-
ношение этих объемов называют коэффициентом выхода бетона, который равен
0,6-0,7.
Водоцемеитное отношение в зависимости от необходимой прочности бетона
можно определить из формулы
1 \u)
где Я2в — прочность бетона в 28-диевпом возрасте; кг — коэффициент, учитыва-
ющий вид заполнителя (для бетона иа щебне = 3,5, для бетона на гравии к =
= 4).
Удобнее пользоваться формулой, в которой водоцемеитное отношение за-
менено цементоводным
/?*в = Мц (VI.61)
где k2 — коэффициент, учитывающий вид заполнителя (для гравия k2 = 0,5,
для щебня — 0,55).
Допускаемые напряжения бетона при сжатии в конструкции принимаются
с учетом коэффициента запаса прочности ka = 2,5-^-4.
асж = ^- . (VI-62)
Для получения 1 м3 бетона состава I . А • Б количество составных частей
определяют по формулам:
«--»(.+*+»w <v,63>
К.+А4-В) <VL65>
где Р — коэффициент выхода бетона; уц = 1300 — плотность цемента, кг/м3.
322
Толщина крепи в замке свода
Л_о,«уг“(1 + /Я). (vi.ee>
Толщина крепи в пяте свода
da = (1,2—1,5) d0. (VI. 67)
Толщина степ
Тот = (1,2н-1,5) d0. (VI.68)
Толщина фундамента при бетонных стенах
Тф = (1-5-1,5) Тст- (VI 69)
Крепление горных выработок иногда производят искусствен-
ными камнями (кирпич, бетониты и др ).
Кирпич, применяемый для крепления, имеет стандартные размеры 250Х
X 120X65 мм. Строительными нормами и правилами на горнопроходческие ра-
боты рекомендуется использовать среднеобожженный кирпич марок 150 и 175
с водопоглощеиисм 10—12 %. Кирпич должен быть стойким к агрессивным водам
и морозостойким.
Бетонные камни разделяют на бетониты, шлакоблоки и камни из горелых
пород отвалов Бетониты готовят из бетонной смеси. Для кладки вертикаль-
ных стен нм придают прямоугольную форму, а при овальном очертании — кли-
новидную. Масса камня при ручной кладке составляет 20—29 кг. Марка камней
по СН и ПУ должна быть не ниже 150.
Толщину крепи из искусственных камней определяют по тем же формулам,
что и для бетона, и принимают с учетом стандартных размеров бетонитов или
кирпича.
Торкретирование заключается в том, что на породу, крепь или
другую поверхность с помощью сжатого воздуха наносят раствор из смеси це-
мента, заполнителей н воды, который прочно схватывается с поверхностью н
затвердевает. Материал, образующийся в результате торкретирования при мел-
ких фракциях заполнителей (до 8 мм), называется торкретом (торкретбетоном),
а при включении крупных фракций (до 25 мм) — набрызгбетоном.
Набрызгбетон получил широкое распространение в различных областях
строительства, а в подземных сооружениях становится одним из основных ма-
териалов для крепления выработок. Кроме того, его применяют для создания
покрытий, предохраняющих породу от выветривания и отслаивания, создания
гидроизоляционных, огнестойких н воздухонепроницаемых покрытий, усиления
и ремонта бетонных крепей.
Наибольшее распространение получили следующие типы крепи с использо-
ванием набрызгбетона
покрытия непосредственно по породе;
анкерная крепь в сочетании с покрытием из набрызгбетона по сетке или без
нее;
арка или рамы с покрытием породы между ними набрызгбетоном.
Толщина покрытия из набрызгбетона не превышает обычно 15 см. В креп-
ких породах с трещиноватостью рациональная толщина покрытия составляет
3—5 см. В породах слабых и раздробленных набрызгбетон применяют в сочета-
нии с усиливающими арками из металла. В случае неровной поверхности ВНИИ-
Цветмет рекомендует вместо арок применять готовые железобетонные элементы
или же выполнять сами арки из набрызгбетона.
Состав набрызгбетона должен обеспечивать быстрое схватывание материала,
оптимальный расход цемента (табл. VI. 19).
Для ускорения твердения в бетон добавляют фтористый натрий, топкомоло-
тый алюминиевый спек и другие компоненты в количестве 2—5 % от массы це-
мента.
323
Таблица VI.19
Состав сухой смеси
Требуемый предел проч- ности на сжа- тие, МПа Расход це- мента иа 1 м’ сухой смеси, кг Относительное содержание крупного за- полнителя в сухой смеси Отскок мате- риала от вер- тикальной по- верхности, % Содержание цемента п 1 м1 набрызгбетона,
30,0 250 0,2-0,3 10-12 300-350
40,0 300 0,3-0,4 12-14 350-400
50,0 350 0,4-0,5 16-20 450-520
Таблица VI.20
Значение коэффициента k в зависимости от типа и шага крепи
Крепь выработки Шаг крепи, м Коэффициент Ат
Набрызгбетои 0,35
Анкера и набрызгбетои 0,8-1,5 0,25
Арки и набрызгбетои 0,9-1,2 0,35
1,2-1,5 0,38
При повышении количества добавки растет скорость схватывания цемента.
Средняя толщина крепи (см) из набрызгбетона
d = *al/J, (V1.70)
г Кр
где k — коэффициент, зависящий от типа крепи (табл. VI.20); а — шаг крепи
для выработки, закрепленной только иабрызгбетоном, ширина вырезанной для
расчета полосы бесконечной длины равна 1м;?- горное давление, МПа; ₽р —
расчетное сопротивление набрызгбетона растяжению (табл. VI 21), МПа
Толщину постоянной крепи с учетом возможного развития горного давления
необходимо увеличить на 30%.
Сущность крепления горных выработок штанговой крепью за-
ключается в том, что слон непосредственной кровли подшиваются к более прочной
основной кровле или скрепляются между собой штангами Скрепление пород
кровли осуществляется металлическими, железобетонными, деревянными или
сталеполимерными штангами.
Металлические штанги состоят из круглого стержня, на одном конце ко-
торого имеется резьба и гайка, а на другом — замок, с помощью которого штанга
закрепляется в шпуре Конструкции замков разделяют па клииощелевые, рас-
порные и взрывораспориые.
Клинощелевые штанги изготавливают из круглой стали диаметром 18—25 мм.
В замковой части имеется щель шириной 3—5 мм и длиной 200—250 мм, в ко-
торую при установке штанг вводят клинья длиной 150—200 мм и толщиной 25—
40 мм. Штайгу при установке вводят в шпур замковой частью При ударах по
выступающему из шпура концу штанги опа надвигается на клин, при этом раз-
резные половинки внедряются в породу стенок шпура и закрепляются. Диаметр
шпура должен быть на 10—15 мм больше диаметра штанги в замковой части.
После закрепления штанги иа ее конец, выступающий из шпура, надевают опор-
ную плитку и завинчивают гайку.
Несущая способность замка зависит от прочности пород на вдавливание и
от площади контакта разрезных половинок штанги с породой. В породах средней
324
Таблица VI.21
Сопротивление (МПа) набрызгбетона различным ишрузкам
Виды сопротивлений Марки набрызгбетона
300 400 500
Нормативное осевому сжатию (призменная прочность) Нормативное сжатию при изгибе 21.0 28.0 35,0
26.0 35,0 44.0
Нормативное осевому растяжению 2,3 2,7 3,1
Временное растяжению при изгибе Расчетное осевому сжатию (призменная проч- ность): 4,8 5,5 7.0
армированные конструкции 13,0 17.0 15,5 20,0
нсармированные конструкции Расчетное сжатию прн изгибе- 11,5 18,0
армированные конструкции 16,0 21.0 25,0
неармироваииые конструкции Расчетное осевому растяжению 14,0 18,0 22,0
армированные конструкции 1,15 1,35 1,55
нсармированные конструкции 1,04 1,22 1,40
Расчетное растяжению при изгибе 2.1 2.4 2,8
Таблица VI.22
Расчетные площади поперечных сечений и теоретическая масса
арматурной стали
Номиналь- ный диа- метр стерж- Площадь поперечно- го сечения. Теоретн- стержня. кг Номиналь- ный диа- метр стерж- Площадь поперечно- го сечения, см* Теорети- стержня, кг
6 0,283 0,222 14 1,540 1,210
7 0,385 0,302 16 2,010 1,580
8 0,503 0.395 18 2,540 2,000
9 0,636 0,499 20 3,140 2,470
10 0,785 0,617 22 3,800 2,980
12 1.131 0,888 25 4,910 3,850
крепости несущая способность замка достигает 100—120 кН. В слабых (/< 12)
и крепких (/> 12) породах клннощелевые штанги применять не рекомендуется:
в нервом случае из-за смятия пород замком, во втором случае — из-за слабого
расклинивания замка. Достоинством клннощелевых штанг является простота
конструкции и достаточно высокая несущая способность штанг. Данная кон-
струкция штанг является неизвлекаемой.
Штанги с распорным замком состоят из металлического стержня диаметром
20—25 мм и пустотелой головки, в которой помещен заряд иизкобриэантиого ВВ,
Закрепление замка осуществляется в шпуре в результате разлутня головки при
РЭрыве заряда. Штаиги рекомендуется применять в мягких глинистых породах.
Штаигн рассмотренных конструкций способны воспринимать нагрузку сразу
после их установки.
Железобетонные штанги получают в результате заполнения песчано-цемент-
иым раствором шпура, в который затем вводят стальную арматуру.
В качестве арматуры используют сталь периодического профиля диаметром
16—25 мм (табл. VI.22). Иногда применяют арматуру из нескольких стержней
325
Рис. VI.1G. Анкер в момент установки и после за-
крепления:
а — быстротвердеющнмн химическими смола-
ми; 6 — быстротвердеющнмн смесями на цемент-
ной основе
плоскостях Длина шели на
небольшого диаметра или сви-
тых проволок, а также исполь-
зуют отрезки очищенного от
смазки старого стального ка-
ната.
Заполнение скважнн рас-
твором производят с помощью
пневматических нагнетателей.
Достоинством железобетон-
ных штанг является то, что рас-
твор, заполняющий скважину,
создает прочный контакт с по-
родой по всей длине штанги н
поэтому наилучшим образом
препятствует смещению и рас-
слоению пород.
Штанги вступают в работу
лишь после приобретения рас-
твором определенной прочности,
поэтому нх целесообразно при-
менять в тех случаях, когда дав-
ление в выработке начинает
проявляться через некоторое
время. При быстротвердсющсм
цементе этот срок сокращается
до 5—6 ч.
Деревянные штанги пред-
ставляют собой круглые стерж-
ни диаметром 35—60 мм, иа
обоих концах которых установ-
лены замки клниощелепого типа.
Щели шириной 4—5 мм распо-
лагают во взаимно перпендику-
конце штаиги 400—450 мм, а иа
контурном — 200—250 мм. Стержни готовят из прочных пород леса (листвен-
ница, дуб и т. п.), ио часто используют и сосну. Клинья готовят из дуба, бе-
резы, лиственницы и прессованной древесины. Их длину принимают иа 30—
40 мм меньше длины щелей, а толщину 20—25 мм.
Штангу со вставленным клином вводят в шпур до упора в забой. Ударяя по
выступающему из шпура концу штанги, подвигают ее иа клин. Внедрения дере-
вянной штанги в бока шпура не происходит, поэтому несущая способность замка
деревянной штаигн определяется в основном сопротивлением древесины смятию
поперек волокон и площадью контакта с породой. При ручной забивке штаиг
несущая способность замка составляет 10—15 кН, а при механнзироваииой
забивке или задавливании оиа повышается до 35—40 кН.
Деревянные штанги применяют преимущественно в выработках небольшого
поперечного сечения со сроком службы до одного года при легких условиях
поддержания.
Сталеполимерные штанги состоят из круглого стального стержня н уплот-
нительного кольца. На конце шуанги, находящегося у контура выработки,
имеется резьба для гайки и опорная плитка. Глубинный конец закрепляют
в шпуре с помощью быстротвердеющего полимербетона, состоящего из смолы,
отвердителя, ускорителя твердения и мелкого наполнителя. Для подачи полимер-
бетоииой смеси в забой шпура обычно используют полиэтиленовые ампулы,
наполненные смесью смолы, ускорителя и наполнителя. Отвердитель вводят в ам-
пулу в закрытой стеклянной пробирке (рис. VI. 16).
При установке штанги ампулу вводят в шпур, досылают до забоя стержнем
штанги, раздавливая ампулу и пробирку с отвердителем. Затем контурный конец
штанги временно расклинивают в устье шпура. Время твердения состава поли-
мербетона не превышает 15—20 мин.
326
Внутренний диаметр Штанги
(VI.7IJ
где N — сила предварительного натяжения штанг, Н; q — давление горных по-
род на единицу площади кровли, МПа; S — площадь кровли, приходящаяся на
одну штангу, м2; [ор ] — допускаемое напряжение иа разрыв материала штаигн,
МПа. Длина штанги
/ш = 1в 1- /п + l3, (VI 72)
где /в — глубина зоны возможного обрушения пород, соответствующая высоте
свода обрушения, а при сводчатой кровле — разности между высотой свода
обрушения н подъемом свода выработки, м; /п — длина выступающей из сква-
жины части штанги, м; /3— величина заглубления замковой части штанги в устой-
чивую зону пород, м.
/з = °.4|/ -j-’ (VI.73)
где ор — временное сопротивление материала штанги на разрыв, йр — допусти-
мое сопротивление породы на разрыв, МПа (для пород средней крепости kp =
= 0,l-s-0,2, для крепких Лр = 0,3-ь0,5).
Расстояние между штангами и в ряду
аш = (0,6-0,7) /ш. (VI 74)
Штанги в боках выработок при неустойчивых боковых породах обычно при-
нимают того же типа и длины, что и в кровле. При этом высота свода обрушения
где <р — угол внутреннего трения пород; L' — ширина свода обрушения.
L' = L + 2h tg -90-~ ф- , (VI.76)
где L — ширина выработки, м; Л — высота выработки, м.
§ 103. Средства механизации крепежных работ
Все известные средства механизации крепежных работ можно разделить
на четыре группы.
средства механизации возведения рамных крепей — машины, механизмы
и приспособления, механизирующие установку отдельных элементов рамных кре-
пей, а также машины, производящие доставку и разгрузку элементов крени,
забутовку пространства между выработкой и крепью;
крепеукладчнки — машины и механизмы, производящие операции по воз-
ведению крепей из бетонов, мелких н крупных блоков и тюбингов,
средства механизации возведения монолитных крепей — механизированные
опалубки, бетономешалки, бетононасосы, приготовляющие и укладывающие бе-
тон за опалубку, торкрет-пушки и машины для безопалубочиого бетонирования,
а также различные агрегаты, производящие весь комплекс работ по возведению
монолитной крепи,
средства механизации возведения анкерных крепей — механизмы для буре-
ния шпуров и установки анкеров, а также приборы и устройства для контроля
за качеством установки анкерных крепей и их работы в процессе эксплуатации.
К репе установщик. КП-300 конструкции КНИУИ (рис. VI. 17) предназначен
для возведения сборной железобетонной рамной крепи в горизонтальных н на-
клонных выработках сечением от 5 до 16 м2, а также для подъема контейнеров
327
с затяжками, доставки и пастилки рельсового пути. Крепеустановщнк состоит из
направляющих 1 с подвесками для закрепления иа элементах рам крепи, те-
лежки 2 для перемещения вдоль выработки по направляющим, поворотного
устройства 3, телескопической стрелы 4 с универсальным захватом 5.
Краткая техническая характеристика крепеустановщика КП-300
Конструкция возводимых крепей......................
Способ перемещения.................................
Привод рабочего органа.............................
Сечение обслуживаемой выработки, м*................
Грузоподъемность, кг...............................
Обслуживающий персонал, чел........................
Габариты, мм:
длина .............................................
высота..........................................
ширина..........................................
Масса, Ki..........................................
Рамные, трапецие-
видные
Гндродвигателем по
монорельсу
Электрогндравли-
ческий
5-16
300
2
2100
600
950
500
К простейшим устройствам для возведения крепи относятся крепеподъем-
ники ППР-la, ПТК-1 и монтажная стрела (табл. VI.23).
Рычажный подъемник ППР-la конструкции ИГД им. А. А. Скочинского
предназначен для подъема и установки элементов крепи. Оц состоит из двух
шарнирно соединенных между собой труб — опорной и подъемной, ручного
328
Таблица VI 23
Краткая техническая характеристика устройств для возведения крепн
Показатели Тип устройства
ППР-1а ПТК-1 Монтажная стрела
Конструкция возводимых крепей Рамные Рамные Рамные, ароч- ные, кольцевые Перестановкой
Способ перемещения Перестановкой Перестановкой
вручную вручную вручную
Привод рабочего органа Ручной Электрический Пневматиче- ский
Сечение обслуживаемой вы- 5-14 5-12 5-12
работки. м2 Грузоподъемность, кг
200 200 200
Обслуживающий персонал. 2 2 2
чел. Габариты, мм
высота 790 910 230
длина 3400 3200 980
ширина 250 530 150
Масса, кг 95 86 13,6
винтового домкрата н расположенных на конце подъемной трубы подхватов для
укладки верхняков и других элементов крепи. Для устойчивости подъемник имеет
откидные упоры. При вращении рукоятки домкрата конец подъемной трубы с уло-
женными иа нее элементами
крепн поднимается к кровле
Крепеподъемник ПТК-1
(рис. VI. 18) предназначен для
установки деревянных и других
рамных крепей. Он представля-
ет собой раздвижную стойку /,
на которой укреплены лебедка
2, захват 3 и крюк 4. Приво-
дом лебедки служит электрос-
верло 5. Канат лебедки пропу-
щен через отклоняющий ролнк
6 и прикреплен к крюку.
Монтажная стрела (рис.
VI. 19) применяется для подъ-
ема верхняков рамных крепей
из специальных профилей про-
ката, верхних элементов коль-
цевых крепей и подхватов ан-
керных крепей. Стрела состоит
из узла захвата /, двух щек 2,
опорного блока 3 н направля-
ющих роликов 4. Стрела за-
крепляется на верхних элемен-
тах рам при помощи захвата.
Подъемный канат 5 поддержи-
вается направляющими роли-
ками и огибает опорный блок,
при этом конец каната при-
крепляется к погрузочной
Рис. VI. 18. Крепеподъемник ПТК-1
Рнс. VI.19. Монтажная стрела
машине, а другой с помощью зажимного устройства к поднимаемому элементу
крепи. После установки рамы стрелу переставляют.
Забутовочная машина МЗ-З (табл. VI.24) конструкции ВНИИОМШС пред-
назначена для механизации работ по заполнению забутовочным материалом
пустот за крепью прн проведении горизонтальных и наклонных горных выра-
боток.
Загруженный в воронку приемного бункера забутовочный материал попадает
в ячейки барабанного питателя, который вращаясь, захватывает его и подает
в камеру смешения под струю сжатого воздуха, транспортирующего материал
по трубопроводу в забутовываемое пространство Для пылеподавлення по контуру
приемного бункера установлены оросители
Забутовочная машина устанавливается между рельсами. Материал доста-
вляется в вагонетках с открывающимся днищем, из которых он разгружается
в приемную воронку машины.
Машина МЗ-З может работать в выработках сечением более 8 № и подавать,
забутовочный материал по горизонтали до 150 м, по вертикали — на 6—8 м.
Таблица VI 24
Техническая характеристика забутовочных машин
Показатели Тип машины
МЗ-З ЗК-1
Производительность, м’/ч Крупность кусков забутовочного мате- 15-5-20 5-J-7
До 50 50
риала, мм Диаметр трубопровода, мм
100 100
Двигатель привода Пневматический Пневматический
Расход воздуха прн давлении 0,3— 0,5 МПа, м’/мин 25 20
Расход воды иа 1 мэ забутовки, л Габариты, мм 100 100
длина 2000 1600
ширина 1200 800
высота 1000 650
Масса, кг 100 40
330
Забутовочный комплекс ЗК-1 (см.
табл. VI.24) предназначен для механизи-
рованного заполнения пустот за крепью
при проведении горизонтальных н на-
клонных выработок сечением более 8 м2.
Комплекс ЗК-1 состоит из струйного
аппарата и специальных вагонеток для
доставки породы. Он может подавать за-
бутовочный материал иа расстояние до
30 м по горизонтали и до 5—7 м по
вертикали.
Крепеукладчик УТ-l (табл. VI.25)
конструкции ЦНИИПодземмаш пред-
назначен для возведения крепи из желе-
зобетонных плит и тюбингов в горизон-
тальных выработках и представляет собой
самоходную платформу, на которой смон-
тирована колонна с подъемной телеско-
пической стрелой, выдвижная площадка
для рабочих, маслостанцня, электрообо-
рудование и пульт управления. Для за-
крепления элементов крепи на конце
штока стрелы предусмотрено специальное
захватное устройство—монтажная вилка.
Конструкция захватного устройства по-
зволяет брать элемент крепи из любого
его положения в выработке. На выдвиж-
ной площадке рабочие осуществляют
соединение тюбингов. Крепеукладчик ра-
ботает совместно с платформой для
транспортирования тюбингов.
Крепеукладчик К-100 конструкции
ВНИИОМШС предназначен для механи-
зации крепления горизонтальных выра-
боток и камер высотой до 5 м, а также
может быть использован как кран для раз-
личных монтажных и ремонтных работ.
Крепеукладчик К-100 (рис. VI.20) пред-
ставляет собой полноповоротиую плат-
форму, укрепленную на самоходной те-
лежке. На платформе размещены колонка
поворота /, па которой шарнирно укреп-
лена телескопическая стрела 2, пульт
управления 3 и кабина машиниста 4
с защитным козырьком 5. Стрела крана
может поворачиваться в вертикальной
плоскости иа 130° с помощью симметрично
расположенных по бокам гндроцилннд-
ров 6, а в горизонтальной плоскости на
90° вправо и 150° влево гидромеханиз-
мом, помещенным внутри колонны по-
ворота. На конце стрелы укреплена съем-
ная крюковая подвеска, которая ирн
необходимости может быть заменена го-
ловкой для захвата тюбингов, грейфером,
ковшом для поддирки почвы и др.
Крепеукладчик МШ конструкции
НИИОГР предназначен для механизации
возведения блочной бетонной крепи в го-
ризонтальных и наклонных выработках.
331
Рис. VI.20. Крепеукладчнк К-ЮО
Рис. VI.21. Технологические схемы, применяемые при креплении бетоном
Рис. VI.22. Конструкции пиеомобетоиоукладчикоо
Разработано 7 типоразмеров крепеукладчика в соответствии с количеством тип<>-
размеров блочной крепи.
Для механизации укладки бетонной смеси при креплении выработок моно-
литными бетонной и железобетонной крепями применяют бетононасосы, пневмо-
питатели, бетоно.машипы в комплексе с различными доставочными и загрузоч-
ными устройствами, а также универсальными сборными и персдвижкы^и опалуб-
ками.
Технико-экономические показатели применения этого вида крепи в значи-
тельной степени зависят от принятой схемы организации работ, в которой опре-
деляющими моментами являются способ приготовления и транспортирования
бетонной смеси. Можно выделить несколько основных технологических схем,
применяемых при креплении (рнс. VI 21)
Первая схема (см. рнс VI.21, а) предусматривает подачу бетонной смесн
к стволу автосамосвалами, автобетоносмесителямн нлн приготовление ее вблизи
ствола. Смесь но трубам в стволе направляется в промежуточный бункер, уста-
новленный на горизонте, а затем пневмонагпетателем подается за опалубку.
При значительном расстоянии до места укладки (более 400 м) бетон транспорти-
руют несколькими пневмонагнетателями илн в вагонетках
Вторая схема (см. рнс. VI 21, б) предусматривает транспортирование по
стволу готовой смесн в вагонетках с перегрузкой ее в нагнетатели или бетоно-
насосы у места работ.
Третья схема (см. рис. VI.21, в) предусматривает приготовление бетонной
смеси в шахте.
Для подачи смеси за опалубку широко применяются пневмобетоноуклад-
чнки, включающие нагнетатель, бетоновод н ресивер.
Различают три основные конструкции нагнетателей камерного типа
(рис. VI.22) с подводом воздуха в иижнюю часть резервуара (рис. VI 22, а)
в среднюю часть резервуара (рис. VI 22, б) н со шнековым побудителем
(рис. VI.22, в).
333
Нис. VI 23. Комплекс БУК-1 для возведения крепи
Таблица VI.26
Техническая характеристика нагнетателей
Показатели УБ-1 ПН-0,3 ПН-0,5
Производительность, м3/ч 5-6 ,9 15
Емкость нагнетателя, л 700 450 620
Емкость ресивера, л Отсутствует 1,6 150 1,8 150
Диаметр бетоповода, мм 150
Колея платформы, мм Габариты, мм 750 Отсутствует
длина 2200 1600 1600
ширина 1172 1000 1300
высота 1700 1500 2000
Масса комплекта без труб, кг 2420 2720 3340
Таблица VI.27
Техническая характеристика бетоноукладочных комплексов
Показатели Марка
БУК-1 ЛПБУ-2
Производительность, м’/ч Емкость, м3 5 4
загрузочной камеры 0,5 0.3
ресивера —• 0,4 0,15
ковша 0,125
Расход сжатого воздуха па 1 м3, м3 14 12
Диаметр бетоновода/мм Габариты, мм 150 150
длина 2850 4100
ширина 1240 1120
высота 2250 1650
Масса, кг 1500 1100
334
Рнс. VI.24. Комплекс ЛПБУ-2
Нагнетатели с подводом сжатого воздуха в верхнюю часть и к выходному
колену меиее сложны по конструкции и находят наибольшее распространение
(табл. VI.26).
В выработках небольшого сечения для возведения крепн широко приме-
няется комплекс БУК-1 конструкции ВНИИОМШС (рис. VI.23; табл. VI.27).
Он состоит из пневматического нагнетателя со скиповым загрузочным устрой-
ством и бетоиовода. Скиповое загрузочное устройство, смонтированное иа раме
транспортной тележки, предназначено для перегрузки бетонной смесн из бетоно-
воза в нагнетатель. Бетоновоз с наклонным днищем снабжен пиевмоподъемннком
и вибратором для ускорения разгрузки смеси.
Па рудниках Восточного Казахстана применяют комплекс ЛПБУ-2, кон-
структивной особенностью которого является наличие в нем ресивера (рис. VI.24).
Бетоноукладчик смонтирован на транспортной тележке I и состоит из загрузоч-
ного ковша 2, нагнетателя 3 и ресивера 4.
Бетононасосы применяют для доставки бетонной смеси па рассто-
яние 300—400 м по горизонтали и до 50 м по вертикали. Для них характерна
небольшая скорость истечения смеси
ЦНИИПодземмашем разработан бетононасос УБС-5В (табл. VI.28) с гидра-
влическим приводом, предназначенный для подачи бетонной смеси за опалубку
при возведении монолитной бетонной крепи.
Таблица VI.28
Техническая характеристика бетононасосов
Марка
Показатели УБС-5В С-296А С-294 А СБ-85
Производительность, ма,'ч 5 10 40 20
Дальность подачи, м. по горизонтали 100 250 220 350
по вертикали 10 40 30 50
Максимальная крупность заполните- 150 150 283 207
ля, мм Мощность привода, кВт 40 14 40 60
Емкость бункера, м* 0,45 0,45 2.8 0,8
Габариты, мм длина 2650 2500 5950 4000
шнрнпа 830 1350 2040 2000
высота 1000 1700 3 175 1800
Масса, кг 1000 2700 12 000 6000
335
Рнс. VI.25. Ленточный укладчик бетонной смеси УБТ-5
Бетононасос состоит из бункера, рабочего цилиндра, гидропривода, гидро-
системы, затвора и рамы. Бункер установки крепится к корпусу затвора, с одной
стороны которого присоединен бетоновод, а с другой — рабочий цилиндр. Заса-
сывание бетонной смеси из бункера в рабочий цилиндр происходит при обратном
ходе поршня, во время которого затвором бетононасоса перекрывается бетоновод.
При движении поршня вперед затвор открывает бетоновод, перекрывая горло-
вину бункера
Размеры бетононасоса позволяют размещать ею сбоку путей в выработках
сечением 5 м! и более
Эксплуатация установок УБС-5В показала нх эффективную работу в слу-
чаях, когда бетон поступает в бункер бетоноукладчика непосредственно из бе-
тоносмесительных установок или по трубам. При подаче бетона к месту работы
в вагонетках возникает необходимость в его перегрузке. Для укладки бетонной
смеси за опалубку с мехаиизнрованиой загрузкой бункера насоса разработана
установка УБМ-3-5 Загрузочное устройство, состоящее из стрелы с грейфером,
смонтировано па раме, установленной па уровне бункера. Грейфер загружается
бетонной смесью из вагонетки н разгружается над бункером.
Отечественной промышленностью выпускаются бетононасосы С-296А, С-294Д
и СБ-85 (см. табл. VI 28).
Наряду с транспортом бетона по трубам для этих целей используют ленточ-
ные конвейеры, что значительно упрощает технологию возведения бетонной
крепи, поскольку снижаются ограничения, связанные с гранулометрическим
составом и применением крупноразмерных фракций
Ленточный укладчик бетонной смеси УБТ-5 (рис VI 25) состоит из портала
с установленным иа нем грейфером и трубчатого ленточного конвейера На раме
портала смонтирован бункер для загрузки конвейера Подача бетонной смеси нз
вагонетки в бункер осуществляется пневматическим дпухчелюстпым грейфером.
Техническая характеристики ленточною укладчики УБТ-5
Производительность, м3,ч
укладчика ................ 5
грейфера................. 6
Высота укладки бетон-
ной смеси за опалубку,
м ..................; . 3,5
Угол поворота конвейера
в горизонтальной пло-
скости, градус .... 45
3$6
Установленная мощ-
ность двигателя, кВт. . 10
Максимальная круп-
ность щебня, мм , . . До 70
Габариты, мм
высота................ 2090—2440
длина................... 7200
ширина................. 1380
рис. VI.26. Передвижная металлическая опалубка ОМП-1
При креплении горных выработок монолитным бетоном применяют передвиж-
ные и сборно-разборные опалубки Основными элементами опалубок яв-
ляются несущий каркас и обшивка в передвижных или затяжка в сборио раз-
борпых опалубках.
Передвижные опалубки обычно предназначены для одного поперечного сече-
ния Их обшивка жестко соединена с каркасом, который опирается иа ходовую
гележку при перемещении опалубки. Система домкратов позволяет устанавливать
каркас в проектное положение и отрывать обшивку от затвердевшего бетона.
В связи с разнообразием сечений выработок чаще используют сборно-раз-
борные опалубки, в которых унифицированными элементами являются рамы
и затяжки.
Передвижная металлическая опалубка ОМП-1, разработанная КузНИИШах-
тостроем (рнс. VI.26), состоит из отдельных секций и самоходной тележки. Секция
опалубки собирается из шарнирно закрепленных между собой частей — свод-
чатой, бортовых, откидных и фундаментных. Подставки крепятся с откидными
секциями разъемными соединениями. Элементы опалубки выполнены из листовой
стали с ребрами жесткости.
По оси опалубки приваривается двутавр, по которому па тележке пере-
мещаются секции опалубки во время перестановки. Перемещение тележки с опа-
лубкой производится лебедкой, трос которой крепится впереди в верхней части
выработки.
Демонтаж и перемещение секции производится в следующем порядке. Те-
лежка устанавливается под демонтируемой секцией, площадка домкрата выдви-
гается до упора о двутавр, удаляются крепежные соединения, боковые и откид-
ные элементы опалубки устанавливаются в транспортное положение, секция
опускается на тележку вдоль двутавра и перемещается к новому исходному
положению. Одновременно туда же переносятся и устанавливаются фундамент-
ные подставки. Затем перемещенная секция поднимается в проектное положение
но высоте и раскрепляется
Сечение выработки, м2
Основные габариты сек-
ций, мм-
ширина .............
длина ..............
высота .............
Привод домкрата . . .
Грузоподъемность дом-
Техническая характеристика опалубки ОМП-1
14,5
4450
1000
3000
Электриче-
ский
крата, кН ................ 15,0
Масса секции, кг . . . 1000
Число секций в комплек-
те ........................ 15
Габариты тележкн, мм-
ширина................... 400
длина................... 3290
высота.................. 1500
Масса тележки, кг . . 600
337
В Криворожском бассейне для
возведения бетонной крепи приме-
няют сборио-разборную металличе-
скую опалубку ОГВ-1м (рис. VI.27)
конструкции ЦНИИПодземмаша Опа-
лубка собирается из отдельных арок
н закладываемых за них затяжек, ко-
торые прижимами крепятся к аркам.
Лрка состоит из двух полукружал,
согнутых из двутавра № 10 и соеди-
ненных удлинителем и фиксатором.
Ножки арки заканчиваются стака-
нами, регулирующими высоту арки.
Для большей устойчивости при мон-
таже арки скрепляются скобами между
собой и с проложенными по выработке
рельсовыми путями. Затяжки длиной
2 м и шириной 0,25 м выполнены из
листовой стали или алюминиевого
Рнс. VI.27. Опалубка огв-<м сплава. Комплект опалубки состоит из
пяти секций общей длиной 10 м.
В Восточном Казахстане применяется опалубка ЛО-1. Опа состоит из арок,
соединенных стяжками, и щитов. Арки состоят из кружал и двух стоек, которые
соединены с кружалами иа пальцах. Опалубочные щиты выполнены нз листовой
стали толщиной 3 мм и оформлены уголками, которые являются ребрами же-
сткости и одновременно фиксируют положение щита (рис. VI 28).
Универсальную опалубку 0ГУ-1м конструкции ЦНИИПодземмаша можно
применять в выработках с площадью поперечного сечения в свету от 4,9 до
16,6 м2.
Комплект опалубки имеет длину 10 м. Конструкция опалубки предусматри-
вает применение арки одного сечення в различных выработках за счет изменения
ее положения к осн выработки. Основными элементами опалубки являются
стойки и полукружала.
Один комплект опалубки включает 11 арок и 240 металлических затяжек.
Наружная стойка изготовлена из трубы диаметром 114 мм, а внутренняя из
Рнс. VI.28. Опалубка ЛО-1
338
трубы диаметром 89 мм. Затяжки размером 250 X 2000 мм готовят из листовой
стали толщиной 2 мм. Крепление затяжек к стойкам осуществляется пружин-
ным замком.
Крепление выработок с помощью опалубки ОГУ-1м производится посек-
ционно. Опалубка наращивается секциями с шагом 2 м.
Техническая характеристика опалубки ОГУ-bt
Площадь сечения выра-
ботки, м2 ..............От 4,9 до
16,6
Число арок на комплект II
Длина одного комплек-
та, м .................... 10
Габариты затяжек, мм:
длина................... 2000
ширина 250
Масса затяжки, ki 11,3
Масса элемента опалуб-
ки, кг ...........'. . 51
Масса комплекта, кг 4460
Машины для торкретирования выработок на кон-
структивному исполнению разделяют па камерные, роторные и шнековые. Наи-
большее распространение получили камерные машины.
В двухкамерной машине БМ-60 (рис. VI 29) верхняя камера 1 служит
шлюзом, а нижняя 2 — рабочей камерой. Рабочая камера в процессе работы
находится под давлением, а шлюзовая под загрузкой. Обе камеры закрываются
колоколообразными клапанами 3, снабженными рукоятками. В нижней части
рабочей камеры находится распределительная тарелка-дозатор 4 Ячейки доза-
тора, заполняясь смесью, равномерно подают порции смеси к отверстию в ниж-
ней части машины, которая поступает в отводящий патрубок и соединенный с ним
шлаиг 5. Проходя над отверстием, ячейки дозатора поочередно опорожняются
от смеси, которая струей сжатого воздуха направляется по шлангу к соплу,
в смесительной камере 6 которого сухая смесь смачивается водой. Давление воды,
подводимой в смесительную камеру, иа 0,1—0,15 МПа выше давления воздуха.
Наличие в машние двух емкостей обеспечивает цикличность работы, близкую
к непрерывной. Недостатком двухкамерных машин является малая емкость
рабочей камеры.
Однокамерные машины (рнс. VI 30) имеют емкость камеры, в несколько раз
большую, чем двухкамерные. Конструктивно рабочий орган машины такой же,
как у двухкамерных. Недостатком машины являются значительные габариты,
большая высота загрузки и зависание смеси па стенках емкостей.
Стремление устранить недостатки камерных машин привели к созданию
машин с горизонтальными камерами большой емкости. Криворожским филиалом
ВНИИОМШС разработана машина ПБМ с емкостью камеры 3 м*.
Конструктивно более сложными являются роторные машины. Основу ма-
шины БМ-68 составляет дозатор, включающий вращающийся барабан, располо-
женный между неподвижными верхним и нижним дисками. Нижний диск снаб-
жен разгрузочным окном, к которому прикреплен выходной патрубок. Верхний
диск имеет загрузочное отверстие.
Основание дозатора закреплено па выходном валу редуктора, корпус кото-
рого служит одновременно несущей рамой для всей машины. Барабанный дозатор
приводится в движение от электродвигателя через дисковую муфту включения,
установленную па входном валу редуктора. Электродвигатель прикрепляется
своим фланцем к основанию дозатора. При работе машины БМ-68 конвейером
или из бункера сухая смесь непрерывно подается через сито в загрузочную во-
ронку. Вращающийся побудитель препятствует зависанию смеси в вороике.
Герметизация системы достигается прижатием резиновых уплотнительных
Дисков к торцам вращающегося барабана. Роторные машины конструктивно
сложнее камерных, однако оии обеспечивают непрерывную подачу смеси при ма-
лой высоте загрузки и не имеют емкостей под давлением.
Шнековая машина ТП-3 (рнс. VI.31, табл. VI.29) конструкции ВНИИЦвет-
мета обеспечивает непрерывную работу по возведению крепи. Небольшая высота
339
Рис. VI.29. Двухкамерная машина БЛ1-60
Рис. VI.31. Шнековая машина ТП-3
позволяет применять ее совместно со
смесительно-загрузочной установкой,
осуществляющей непрерывную подачу
смеси.
В применяемых бстономашииах
затворение сухой смеси водой осу-
ществляется в камере смешения, рас-
пложенной у сопла иа конце шланга.
Это дает возможность рабочему управ-
лять соплом, визуально регулировать
количество воды, подаваемой в камеру
через кольцевой зазор. Однако данный
способ затворения не исключает ин-
тенсивного пылеобразованпя в районе
ведения работ
Условия труда в процессе возве-
дения крепн значительно улучшаются
при использовании установки мокрого
торкретирования УМ Т-2, разработан-
ной на Ленниогорском полиметалли-
ческом комбинате (рис. VI 32).
Установка УМТ-2 состоит из при-
емного бункера для раствора, двух
растворонасосов СО-49, отводящих па-
трубков, шланга и сопла
Раствор загружается в приемный
бункер / и по патрубку через вса-
сывающие клапаны 2 растворонасоса
понадает в нагнетательную камеру, из которой вытесняется через нагнетатель-
ные клапаны 3 и попадает в отводящий патрубок. Между отводящим патрубком
и материальным шлангом установлен эжектор, служащий для подвода сжатого
воздуха в материальный шланг.
Техническая характеристика горкрет-машии
Показатели СБ-117 БМ-60 БМ-68 ПБМ тп-з
Производительность по су- 1,5 3,0 5.0 4,0 3,0
хой смеси, мэ/ч Размеры фракции заполни- 8 20 25 8 15
теля, м.м Диаметр материального 32 50 50 50 50
шланга, мм Расход сжаюго воздуха, 5 8-14 9 5 4-5
м3/мин Давление сжатого воздуха, 0,5-0,4 0,15-0,6 0,3-0,5 0,2-0,5 0,3-0,5
МПа Дальность транспортирова- ния, м: по горизонтали 200 200 250 100 100
по вертикали 70 100 100 40 40
Мощность привода, кВт 4,5 4,5 5,5 14 7,5
Габариты, мм. длина 1500 1740 1450 4313 1160
высота 1550 1600 836 1780 1000
ширина 1500 1100 1675 1320 540
масса, кг 850 1000 780 2800 470
341
Рис. VI.32. Установка мокрого торкретирования УМТ-2
Вытесненный из насоса раствор транспортируется сжатым воздухом по мате-
риальному шлангу и с помощью сопла наносится на закрепляемую поверхность;
Дальность подачи раствора рекомендуется ие более 35 м из-за возможного его
расслоения.
Краткая техническая характеристика установки
мокрого торкретирования УМТ-2
Производительность, м3/ч 4
Установленная мощ-
ность двигателей, кВт 7,0
Тип применяемых раст-
вороиасосоп.............. СО-49
Диаметр материального
шланга, мм................. 50
Габариты, мм:
длина................... 1460
ширина.................... 780
высота ................. 1290
Масса установки, кг . . 760
На базе машины БМ-60 ЦНИИПодземмашем разработан комплекс КББ-3,1
обеспечивающий приготовление смесей и загрузку бетопомашин. Шахтная ваго<
иетка ВРГ-4 с откидным бортом подвозится электровозом к приемному лотку}
конвейера и разгружается опрокидыванием с помощью домкрата. Песок и цемент?
по конвейеру попадают в бетоносмеситель и далее после перемешивания по кон-.
вейеру в машину БМ-60. 1
Техническая характеристика комплекса КББ-3 1
Производительность,
м’/ч ................ 2,5-2,7 4
Мощность двигателей, Длина, м................. 11.0 Л
кВт ..................... 11,7 Масса, кг................ 2400 £
Для крепления выработок иабрызгбетоном и укладки бетонных смесей за
опалубку с помощью машины БМ-60 создан комплекс «Монолит-1» (рис. VI.33k'
В состав комплекса входят вагонетки с лобовой разгрузкой, опрокидное устрой*
ство, ленточный перегружатель, машина БМ-60, гидроцистериа и комплект,
инвентарной металлической опалубки типа ОГВ. Кузов вагонетки опрокиДЫ"
вается двумя гидроцилнндрами, штоки которых шарнирно установлены на п«'
редией части каркаса. Перегружатель типа С-382А установлен на ходовой те-
лежке В зоне разгрузочной воронки имеется дозирующий щиток, обеспечива'
ющий равномерную загрузку ленты.
342
Техническая характеристика комплекса «Монолит-/»
Производительность по бс- Габариты, мм:
тону, м’/ч............... 2,4 длина................... 10 000
Суммарная мощность уста- высота в рабочем положе-
нбвлсиных двигателей, кВт 6,2 нни..................... 2 350
Масса, кг................ 4 000
§ 104. Оборудование для осмотра и крепления кровли
Наибольшее распространение для поддержания выработанного пространства
в открытых камерах полу" ло анкерное крепление При неустойчи-
вой маломощной непосредственной кровле камер его применение является обяза-
тельным, причем отставание крепления от забоя не должно превышать 5—7 м.
Крепление кровли анкерами включает в себя бурение восстающих шпуров
н установку анкерных болтов. Установка анкерной крепи производится с соблю-
дением общих для всех видов крепи правил и мер предосторожности.
В зависимости от размеров выработок и способов крепления кровли созданы
различные типы приспособлений, машин, устройств и приборов для механизации
возведения штанговой крепи. Для установки анкерных болтов в выработках
высотой до 5 м используются переносной комплект аппаратуры в комплексе
со специальными полками. В выработках большей высоты применяются полки,
смонтированные па самоходных шасси, автомобилях, самоходных бурильных
Установках и тракторах.
Бурение шпуров под анкерные болты производят телескопными перфорато-
рами с почвы выработки или с использованием передвижных тележек. В послед-
ние годы все в больших масштабах бурение шпуров под крепь производят само-
ходными бурильными установками. Бурение шпуров в выработках высотой более
5 м производят с использованием самоходных машин типа СААК-2-2000, СП8А.
Установка металлических распорных анкеров выполняется вручную. После
закрепления анкеров производится их натяжение. Для распорных анкеров эта
операция выполняется сразу после установки, а для анкеров с закреплением вя-
жущими — в зависимости от длительности твердения закрепляющих составов.
Натяжение анкеров с химическим закреплением производится через 1,5 ч, с за-
креплением патроиированиымн цементными смесями — через 3 ч, а с исполь-
зованием песчано-цементного раствора па основе быстросхватывающегося не-
чснта — через 24 ч после их установки.
Контроль за натяжением анкеров производится с помощью дииамометрн-
£*Ких ключей М-40, КД-1 или шайб Гровера размером 27 X 10 X 10. При пор-
тальном натяжении анкеров шайба должна быть сжата.
343
Рис. VI.34. Прибор ПА-З для контроля
прочности закрепления анкеров:
1 — корпус; 2 — кольцевой плунжер;
3 — пиит; 4 — натяжная гайка; 5 —
опорный цилиндр; 6 — направляю-
щая шпонка; 7 — упорный подшип-
ник; 8 — манометр; 9 — опора; 10 —
Таблица VI 3q
Характеристика приборов контроля
прочности закрепления анкеров в шпурах
Показатели с Е В
Тяговое усилие, кН 120 150 250
Максимальный 180 150 150
ход винта, мм Давление масла 20,0 25,0 2,5
при максималь- ном усилии, МПа Габариты, мм- высота 315 380 800
диаметр корпуса 105 120 138
диаметр цилинд- 80 72 100
ра Масса, кг 11.2 10,9 30
Контроль прочности закреплений ап-
ксров в шпурах производится механи-
ческими и гидравлическими приборами
типа ПКА, ПЛ-3 (рис. VI 34) и ВШГ-25
(табл. VI 30). .
При устанотке железобетонных штанг
для подачи песчано-цементной смеси-
ключ в шпур получили распространение ние-
вмоиагнетатель конструкции Ачисайского
полиметаллического комбината н комплект конструкции НИПИГормаша
(табл VI.31). Комплект НИПИГормаша состоит из пиевмопагнегателя ПН-1
н трех контейнеров. Пнсвмопагнетатель ПН-1 предназначен для механизирован-
ного приготовления цементно-песчаного раствора и подачи его сжатым воздухом
в шпуры Контейнеры предназначены для доставки сухой смесн компонентов
раствора от склада до места работы и хранения ее в шахте
Под действием горного давления породы со временем растрескиваются,
ранее скрытые трещины распространяются вглубь. Поэтому для придания поро-1
дам кровли монолитности и предотвращения их от интенсивного разрушения
после закрепления анкерами применяют набрызгбетон, а при слабой кровле
используют анкерные болты с сеткой и последующим торкретированием.
В камерах, где неизбежно пребывание людей, требуется постоянный
контроль за состоянием кровли. Необходимо производить!
оборку отслоившихся кусков породы, замену анкерных болтов, дополнительное
крепление и ряд других работ.
В забоях высотой 5—8 м применяют комбинированные (СААК-2(3)-2000,
«Секома-060») и специализированные машины (СП 8А).
Самоходный агрегат СААК-2(3)-2000 предназначен для бурения шпуров иоД
анкерные болты, их установки, а также для оборки кровли и бортов в выра-
ботках высотой до 8 м. Ходовая часть агрегата гусеничная с приводом от электро;
двигателя. Недостатком СААК является малая маневренность, громоздкость,
конструкции, отсутствие автономного привода
Агрегат «Секома-060* имеет пиевмоколесный ход с дизельным приводом-
На подъемной стреле агрегата расположен полок, оборудованный установкой
для бурения шпуров одной штангой иа всю глубину.
344
Таблица VI 31
-Техническая характеристика ппеимоиагиетателей
Показатели Конструкция I Показатели Конструкция
i а X Е 7 ХЕ XX 1! а 1 X ЕТ ХЕ XX 2 SS И < 2
Объем бака, л Рабочее давление воздуха, МПа Мощность двига- теля привода, кВт Габариты, мм. высота длина ширина 24,5 0,5 1,0 1380 670 520 20,0 0,5 680 530 380 Масса, кг Контейнер Объем, л Длина, мм Диаметр, мм Масса, кг 21,8 62 1390 300 40 11.9
Таблица VI 32
Техническая характеристика агрегатов для крепления и поддержания кровли
Показатели о Ё о 3 о * Ё i £ <3 Ё О Ё О
Максимальная высо- 6,1 11 II 20,8 21,8 5,5 7,5 16
та ог почвы до пло- щадки, м Грузоподъемность ра- 1500 500 500 400 300 300 900 400
бочей площадки, кг Наибольший допу- 7 10 10 3 10 7 7 7
стимый уклон при работе, градус Тип ходовой части Привод ходовой части Э. Гусе л с к т И И Ч 1 р и ч е 1 ы й с к и й П н । Л ( Д и з гомо сны е л ь п к 0- й ы й
Мощность дви1 атсля, 40 28 26 42 27,3 68 75 75
кВт Габариты, м: .инна 6,1 2,51 7,5 7,4 7,36 10,0 3,20 6.1 8,06 11,5
ширима 2,5 3,0 2,50 2,1 2,60 2,58
высота 3,46 3,00 3,0 3,0 3,30 2,0 2,68 2,80
Масса, т 17.7 13,6 16,0 16,1 28 5.6 11,51 14,33
345
Самоходный полок СП-8А предиазиачеи для крепления и поддержания
кровли в выработках высотой 6—10 м. Полок смонтирован на шасси автомобиля
МАЗ-503 Управление всеми механизмами осуществляется с пульта иа полке.
Стрела полка телескопическая с выдвижным гидроцилиндром, вмонтированным
во виутрсниюю полость корпуса стрелы.
Полок может поворачиваться в обе стороны от продольной оси машины
иа 180°.
Рудные тела мощностью свыше 8 м отрабатываются в большинстве случаев
с использованием верхней подсечки высотой 4—5 м, где и осуществляется кре-
пление анкерами и набрызгбетоном. В процессе разработки оставшейся части
рудного тела необходимо следить за состоянием кровли, производить замену ан-
керов, устанавливать новые. Для этих целей используют самоходные полки
СП-8А, СП-18А, СП-12, СП-25 и КСО-25 (табл. VI.32).
Самоходный полок CI1-18A смонтирован на пневмоколеспом шасси автомо-
биля МАЗ-503 с дизельным двигателем. Он отличается высокой мобильностью
и маневренностью. Зона обслуживания полком и поворотной стрелой составляет
185 м3.
Нагнетание песчано-цементной смеси осуществляется установкой ПН-1.
Для коеплеиня набрызгбетоном кровли камер применяют машину БМ-60 и др.
ГЛАВА 4
КРЕПЛЕНИЕ И АРМИРОВКА СТВОЛОВ ШАХТ
§ 105. Крепление вертикальных стволов
Расчет крепи вертикальных стволов. Толщина (м) мэнолитиой бетонной
железобетонной и набрызгбетонной крепи стволов круглого поперечного сечеиия
определяется согласно СНиП II— М.4— 65 по формуле
<VL77)
где /пи — коэффициент условий работы крепи (учитывается только при бетонной
крепи), принимаемый равным 1,5 при последовательном и параллельном спосо-
бах проходки и 1,25 при совмещенном способе проходки с передвижной опалуб-
кой и крепью из быстротвсрдеющего бетона; г0 — радиус сечения ствола в свету,
м; т — коэффициент условий работы, принимаемый по табл. VI.33; J?H— расчет-
ное сопротивление материала крепн, принимаемое по табл. VI.34, VI.35; р —
безразмерный коэффициент коицеитрации напряжений в материале крепи (р = I
на протяженных участках ствола, р = 2 — па сопряжении вблизи сводных ча-
стей иа плавном контуре проемов на расстоянии 0,5 градуса ствола в обе сто-
роны геометрического начала сопряжения); РШах — расчетная максимальная
нагрузка на крепь ствола (кроме участка в наносах), определяемая по формуле
Ртах = [1 + 0,1 (г0 - 3) ](1 + 3v), (VI.78)
где л — коэффициент перегрузки от горного давления, принимаемый равным 1,5
в соответствии с п. 1.12 СНиП II—М.4—65; пх — безразмерный коэффициент
(в обычных горно-геологических условиях на протяженных участках ствола
n!=0,67, на сопряжениях в сводовых частях пг = 1, а на протяженных уча-
стках в глинистых склонных к пучению породах nt = 1,34); Рн — нормативна»
средняя нагрузка на крепь протяженного участка ствола для обычных горно-
геологических условий и обычных способов проходки, принимаемая
по табл. VI 36; v — безразмерный коэффициент неравномерности распределения
нагрузок по контуру крепи ствола (табл. VI.37).
346
Таблица VI 33
Коэффициент условий работы т
-—1 Тип крепи Стволы сопряжения стволов
д|ополигная бетонная и железобетонная 0,7-0,9 0.6-0.8
Сборная железобетонная 0,7—0,9 -
Таблица VI.34
Механические характеристики бетона и железобетона
Меха- ническая характе- ристика, Материал крепи Проектная марка бетона по прочности иа сжатие
150 200 300 400 500
/?и Железобетон 8-10® 10-10® 16-10® 21-10® 25-10»
Я,1 Бетон 7-10’ 9-10® 14-10®
Rr> Железобетон 5,8-10® 7,2-10® 10,5-10® 12,5-10® 14-10®
4 Бетон 5,2-10® 6,4-10® 9,5-10® — —
Таблица VI.35
Механическая характеристика иабрызгбетоиа
Расчетное сопротивле- ние иабрызгбетоиа Проектная марка бетона по прочности на сжатие
200 300 | 400 500
Ли. Па 9-10® 14-10® | 18-10» 22-10’
Таблица VI 36
Нормативная средняя нагрузка на крепь ствола, Па
Глубина ствола, м Последовательный и параллельный способы проходки Совмещенный способ проходки с передвиж- ной опалубкой и крепью из быстротвер- деющего бетона
Угол падения пород, пересе- каемых стволом, градус
до 30 более 30 до 30 более 30
Яс 400 (исключая наио- 400—800 800-1200 5-10» 6-10® 7-10® 9-10*
7-10® 8-10’ 9-10® 10-10® 11-10* 13-10® 13-10* 15-10*
347
Таблица VI 37 "
Коэффициенты неравномерности распределения нагрузки
Угол падения пород, пересекаемых стволом, градус Последовательный и параллельный способы проходки Совмещенный способ f проходки с передвиж- кой опалубкой и крепью из быстротвер. деющего бетона
на протя- женной участке ствола (на расстоянии более 20 м от сопря- жения) на расстоя- нии не ме- нее 20 м от сопряжения н на сопря- жении на протя- женном участке ствола (на расстоянии более 20 м от сопря- жения) на расстоя- нии менее сопряжения
0 < а< 10 0,4 0,8 0,3 0,6
10 <а<30 0,6 0,8 0,4 0,6
а > 30 0,7 0,9 0,5 0,7
Таблица VI 38
Коэффициенты структурного ослабления пород в массиве
Характе- ристика пород Характерные классификацион- ные признаки пород Коэффи- циент k
Неослаблен- ные Вполне монолитные слои мощностью более 1 м. Слои мощностью более 1 м, имеющие не более одной си- стемы трещин, расположенных друг от друга па расстоянии, большем радиуса ствола 1
Умеренно ослаблен- ные Слои мощностью более 1 м Слои мощностью от 0,5 до 1 м, имеющие не более двух систем трещин, отстоящих друг от друга иа расстоянии нс менее 0,5 радиуса ствола 0,7
С) ществен- ио ослаб- ленные Слои мощностью менее 0,5 м Слон мощностью бопее 1 м, имеющие три системы трещин, отстоящих друг от друга на расстоянии не менее 0,5 радиуса ствола 0,3
Весьма ос- Наносы На любых
лабленные Районы геологических нарушений Прочие массивы, имеющие три и более системы тре- щин с расстоянием между трещинами менее 0,5 ра- диуса ствола Районы старых работ (до 10 м над выработанным пространством и до 4 м под ними) глубинах иа устой- чивость не прове- ряется
Предельная глубина (м), начиная с которой породы переходят в неустойчивое
состояние,
// =*2сж, (VI.79)
Р w
где аСж— временное сопротивление (предел прочности) породы на одноосное
сжатие, Па; у — плотность (в массиве) породы, кг/м11; ц — безразмерный коэф;
фициент концентрации напряжений в контуре ствола (на протяженном участК?
ствола при проходке с применением буровзрывных работ т) = 3, па сопряже-
ниях — т) = 6, на расстоянии 0—20 м от сопряжения — ц = 6—0,15гс; Ь".
удаление участка ствола от сопряжения с другими выработками, м; k — без'
размерный коэффициент структурного ослабления пород в массиве (табл. VI.38J*
g = 9,8 м/с1.
348
Таблица VI 39
Толщина крепи ствола в прочных и устойчивых породах
(бетон марки не ниже 150)
Условия залегания пород Толщина крепи, мм
па глубине до 500 м иа глубине более 500 м
При пологом и наклонном падении горных пород 200 250
При крутом падении горных пород 250 300
В прочных и устойчивых породах па глубине, меньшей, чем глубина ДПр>
толщина монолитной бетонной крепи не рассчитывается и принимается по кон-
структивным соображениям (табл. VI.39).
В случае, если по расчету толщина крепи будет больше указанных мини-
мальных величин, в проекте принимается толщина крепи, полученная по расчету.
Если толщина монолитной бетонной крепи по расчету оказывается больше
500 мм, Следует предусматривать уменьшение ее путем применения более проч-
ных материалов (бетон более высоких марок или железобетон), что должно быть
обосновано технико-экономическим расчетом.
По глубине ствола допускается применять крепь различной толщины.
Конструкции устьев стволов. Устьем вертикального ствола называют его
верхний участок от земной поверхности до коренных пород, обычно 10—30 м
(рнс. VI.35, VI 36). В случае выхода коренных пород на поверхность устьем на-
зывают участок длиной не менее 10 м от земной поверхности до отметки, рас-
положенной на 2—2,5 м ниже пола вентиляционного или калориферного канала.
Для предохранения ствола от стока поверхностных вод устье ствола соору-
жают на 200 мм выше земной поверхности.
Устье ствола служит: фундаментом для стайка копра и колони надшахтного
здания; опорой для подвески временной крепи и проходческого оборудования
349
Рис. VI.36. Конструкции устьев вертикальных стволов при башенных копрах
при проходке участка ствола ниже устья; для размещения проемов
(табл. VI.40) каналов вентиляционных, калориферных и водоотливных труб,
кабелей и труб сжатого воздуха.
Крепь устьев вертикальных стволов, как правило, выполняют из монолит-
ного бетона или железобетона.
В устьях вертикальных стволов, по которым подается свежий воздух, уста-
навливают стальные противопожарные ляды на нулевой отметке или на рассто-
янии 0,5—1 м ниже проема калориферного канала.
Конструкция устьев стволов (табл. VI 41) определяется: назначением ствола
(подъемный, вентиляционный) и формой его поперечного сечеиия; величиной вер-
тикальных нагрузок, передаваемых сооружениями, опирающимися на устье;
условиями залегания и физико-механическими свойствами горных пород, в кото-
рых сооружают устье; материалом крепи; способом проходки ствола и организа-
цией работ по сооружению устья.
Таблица VI 40
Проемы в крепи устьев стволов
Проемы Площадь поперечного сечения, м’ Верхняя отметка проема от верхней отметки устья, м Примечание
Вентиляционные 4-20 3-7 Сеченне канала принимают в за- висимости от количества прохо- димого воздуха
Калориферные 2-8 1,5-6 Сечение каналов принимают в зависимости от количества пода- ваемого подогретого воздуха
Для водоотливных труб 1.5-4 2-3 Сеченне каналов принимают в зависимости от числа и диаметра водоотливных ставов
Для труб сжатого воздуха 1—1,5 2-3 Сечеиие каналов принимают в зависимости от числа и диамет- ров трубопроводов
Для электрокабе- лей и кабелей связи 0,8-1 1—2 Сечеиие каналов принимают в зависимости от числа и разме- ров кабелей
350
Таблица Vl.41
Конструкции устьев вертикальных стволов по Е. П. Калмыкову
Устье Схема конструкции Условия применения
Одноступенчатое с пло- ским основанием Ступенчатые у с т ы I При диаметре стволов 5—6 м в свету, глубине заложения устья 3—5 м от земной поверхности и отсутствии в устье ка- налов
Одноступенчатое с кони- ческим основанием Прн наличии плотных грунтов и небольших вертикальных нагруз- ках, действующих на устье
Двухступенчатое с пло- скими основаниями При диамс|ре стволов 5—6 м в свету, отсут- ствии в устье каналов и глубине заложения нижнего основания устья 3,5—5 м от земной поверхности
Двухступенчатое с ко- ническим основанием Прн наличии плотных грунтов у поверхности земли н при средних вер- тикальных нагрузках, действующих на устье
Трехступенчатое с пло- ским основанием Прн диаметре стволов в свету 5—6 м, отсутствии в устье каналов и глуби- jie заложения нижнего основания устья 5—6 м 'от земной поверхности
Трехступенчатос с кони- ческим основанием При больших вертикаль- ных нагрузках, действу- ющих на устье, н нали- чии слабых грунтов у по- верхности земли
Двухступенчатое с ко- ническим н плоским ос- нованиями В тех же условиях, что и двухступенчатые устья, 1 и при наличии напласто- 1 I ваний горных пород, из j | (у которых одни допускают * образование плоскостей скольжения, а другие —
351
Продолжение табл. VI.41
Устье Схем<< конструкции Условия применения
Трехступепчатос с кони- ческим н плоским осно- ваниями
Be и цовыс устья
Одповснцовос с двухко- ннческим венцом 1р> При любых диаметрах стволов и любых нагруз- ках па устье при нали- чии каналов, в прочных горных породах, зале- гающих па глубине 6— 15 м от земной поверх- ности
Одновепцовое с одноко- ническим венцом В тех же условиях, что н с двухкоипчсским вен- цом
Двухвенцовос с двух ко- ническим венцом При небольших и сред- них вертикальных на- грузках, при любых диа- метрах стволов, а также прн наличии в устьях ка- налов, в породах со срав- нительно небольшой не- сущей способностью
Ступе и чат о-в енцовыс устья
Одной у пенчато-веп новое с плоским основанием и двухкошческнм венцом В тех же условиях, что и одновенцовые уегья с опорами на них соору- жении, выходящих за пределы поперечного се- чения цилиндрической части устья
Одноступенчато-всицовое с коническим основани- ем ступени и двухкопи- ческнм венцом То же
Двухступенчато-венцовос с плоскими основаниями ступеней и двухкониче- скнм венцом Ч 1 Прн любых вертикаль- ных нагрузках на устье и наличии в нем разлнч- ных каналов
Двухступеичато-венцовое с коническими основа- ниями ступеней и двух- коннческим венцом При сооружении устьев в слабых горных породах
352
Продолжение табл. VI 41
Устье Схема конструкции Условия“применения
Устье с увеличенным диаметром в свету Специальные у с т ь , 1 В тех же условиях, что н устья 1, 11, III групп, при проходке стволов бурением с применением опускной н забивной крепн
Устья с галереями во- круг ннх для размеще- ния оборудования j yj В гех же условиях, что и устья II группы, при проходке стволов спо- собом замораживания
Виды крепления вертикальных стволов. В’настоящее время для крепления
стволов шахт наибольшее распространение получила монолитная бетонная
крепь.
В качестве вяжущего для бетонов шахтных конструкций применяют цементы:
портлендские различных марок (в том числе быстротвердеющий, сульфатостой-
кий, с умеренной экэотермиен н шлакопортлаидцементы). В специальных случаях
применяют расширяющийся, тампонажный и глиноземистый цементы.
По крупности зерен заполнители делятся на крупные с размером зерен 5—
150 мм (щебень, гравий) и мелкие с размером зерен 0,15—5 мм (песок). В каче-
стве мелких заполнителей применяют природные кварцевые и кварц-полево-
шпатовые пески (ГОСТ 10268—80, ГОСТ 8736—77).
В качестве крупного заполнителя применяют гравий или щебень или смесь
гравия и щебня, соответствующие требованиям ГОСТ 10268—80.
Марка щебня по прочности исходной породы при сжатии должна быть, как
правило, выше марки бетона.
Вода, применяемая для затворения бетонной смеси, не должна содержать
вредных примесей (кислот, щелочей).
Для изменения свойств бетонов и растворов — подвижности, удобоуклады-
ваемости, скорости твердения, родонепроиицаемостн, долговечности, а также
экономии цемента вводят природные н искусственные активные минеральные
и другие добавки (табл. VI.42).
В ряде случаев крепь вертикальных стволов подвергается неравномерным
сжимающим и растягивающим нагрузкам, поэтому в качестве материала для них
применяется железобетон.
В качестве арматуры железобетонной крепи принимают горячекатаную сталь
периодического профиля диаметром 10—12 мм, круглый прокат из стали (ст. 0
и ст. 3) диаметром 6—32 мы н проволоку холоднотянутую диаметром 3—10 мм.
Поиски индустриальных методов крепления стволов привели к использова-
нию сборных железобетонных элементов — железобетонных тюбингов.
Крепь из металлических тюбингов применяют для крепления стволов в особо
сложных горно-геологических условиях.
Для крепления сгволов прямоугольного сечения в зависимости от их срока
службы, назначения и окружающих горных пород применяют хвойные породы
деревьев (сосну, ель, пнхту, листвеиинцу, кедр) и лиственные (дуб, бук, граб,
ясень).
При ремонте действующих и сооружении новых стволов в соответствующих
благоприятных условиях все большее применение находят облегченные крепи
(штанговая, торкретбетоиная и набрызгбетоииая), а также комбинированные
(штанговая в сочетании с металлической сеткой либо без нее и с последующим
покрытием торкрет- и набрызгбетоном).
12 П/р В. А. Гребенюка н др. 353
Для ускорения схватыпання и тпер.
депия смеси рекомендуется применение
добавок: фтористого натрия (NaF)
2 % от массы цемента; ОЭС—порошка
спска глиноземистых заводов с удельной
поверхностью 4000—5000 см2/г — 3 %
от массы цемента; комбинированных до-
бавок (NaF — 1 % и ОЭС — 2 %; хло-
ристого кальция — 1—2% и двуводиого
гипса — 2—3 %; хлористого алюминия —
2—3 % и хлористого кальция — 1—2 %).
Толщина наносимого слоя торкретбе-
тона обычно не превышает 1,5—2 см,
а набрызгбетона 30 см. Отскок (щебень и
песок) при торкретировании составляет
30—50%, а при нанесении иабрызгбе-
тоиа — 15—20 %.
Применение штанговой крепи без
иабрызгбетоиа в качестве постоянной
в большинстве случаев нецелесообразно,
так как штанговая крепь даже в соче-
тании с металлической сеткой не может
предохранить породные стенки от эрозии.
Предпочтение следует отдавать железо-
бетонной и полимербетоииой штанговой
крепи, как наиболее надежной и долго-
вечной.
и Перспективными являются полимер-
ные бетоны (пластбетоиы), в которых
° вместо цемента в качестве вяжущего нс-
S пользуются синтетические смолы.
8 Крепление сопряжений с горизоиталь-
g ными выработками. Сопряжение имеет
5 максимальную высоту в месте своего пере-
я сечения со стволом. Высота сопряжения
= ствола с околоствольным двором должна
6 обеспечивать возможность выгрузки из
= клети длинномерных материалов: рель-
*• сов, балок, труб и т. д. Высота сопря-
£ жения может быть подсчитана по формуле
I Я=0,7(£-С), (VI.80)
g где £ - максимальная длина спускае-
g мого длинномерного материала, м; С —
к короткая сторона в прямоугольных ство-
g лах или хорда, проходящая через длинную
g ось клети в стволах круглой формы, м.
ч Величина Н должна быть ие менее 4,5 м.
** Форма поперечного сечения сопряже-
3 иия может быть прямоугольной, свод-
= чатой, полуциркульной, подковообразной
" (без обратного и с обратным сводом),
а также круглой.
« Для крепления сопряжений приме-
3 няют в основном два вида крепи: моно-
“ литпую бетонную (рис. VI.37, VI.38) и
с железобетонную с гибкой или жесткой
арматурой. Жесткую арматуру обычно
изготовляют из балок двутаврового про-
филя № 24, 27 и 30.
354
12*
В устойчивых крепких породах с / 14 возможно крепление сопряжений
штангами с набрызгбетоном или штангами по металлической сетке и иабрыэг-
бетоном.
§ 106. Жесткие армировки вертикальных стволов
Армнровка вертикального ствола предназначена для обеспечения направлен-
ного движения подъемных сосудов с требуемыми скоростями. Конструкция ее
представляет собой пространственную стержневую систему, которая обеспечивает
надежное закрепление вертикально расположенных проводников по всей глу-
бине ствола.
Вертикальные стволы имеют, как правило, круглое сечение. Прямоугольное
и эллиптическое сечения встречаются редко.
Размеры ствола, в плане определяются числом,иа размерами размещаемых
подъемных сосудов, нормами на зазоры между сосудами и элементами конструк-
ции ствола, необходимыми аэродинамическими характеристиками
Основные элементы армировки — проводники и расстрелы.
Для армировок используют металл, дерево, железобетон (весьма редко),
а также применяют смешанные конструкции (например, металлические расстрелы
и деревянные проводники, ^железобетонные ^расстрелы и металлические про-
водники).
Проводники, обеспечивающие направленное движение подъемных сосудов,
представляют собой непрерывные плети, составленные из отдельных звеньев
(разрезных балок), вертикально укрепленных иа горизонтальных балках —
расстрелах.
Расстрелы, лежащие в одной горизонтальной плоскости, образуют ярус.
Приведенными схемами (рис. VI.39) не исчерпывается все многообразие
применяемых конструкций армировок, по тем или иным причинам оказыва-
ющихся предпочтительными для каждого конкретного случая.
В качестве проводников жестких армировок используют деревянные прямо-
угольного сечения брусья, железнодорожные рельсы, различные профили сталь-
ного проката с прямоугольным очертанием рабочих граней (преимущественно
коробчатого сечения).
В качестве расстрелов применяются деревянные балки (преимущественно
в сочетании с деревянными проводниками), различные профили стального про-
ката (в основном двутаврового или коробчатого сечения) и специальные железо-
бетонные балки.
Расстрельные балки, являющиеся основным несущим элементом армировки
ствола, в зависимости от схем яруса, заделываются одним или обоими концами
в крепь ствола на определенную расчетную глубину.
Плоскости ярусов армировки отстоят друг от друга по вертикали иа некото-
ром одинаковом расстоянии, называемом шагом армировки.
В качестве металлических расстрельных балок применяют в основном дву-
тавровый прокат, швеллеры и сварные прямоугольные коробчатые балки из
уголков или швеллеров
Проводники в стволе расположены соответственно подъемным сосудам,
крепятся к расстрельным балкам вертикально («по отвесу») специальными за-
жимными скобами (рельсовые проводники) или болтовыми соединениями (дере-
вянные или металлические коробчатые).
В зависимости от расположения относительно сосуда проводники различают:
а) двусторонние — лобовые (см. рис. VI.39, г), и боковые (см.
рис. VI.39, в, ж);
б) односторонние (см. рис. VI.39, а, б).
Проводники смежных разделов,^противоположно расположенные на одном
расстреле и скрепляемые иа ярусе конструктивно общим узлом, называются пар-
ными. Одинарные рельсовые проводники могут крепиться>'расстрелам.односто-
ронними скобами типа СОЛ илн двусторонними скобами" Бриара при помощи
контррельсов — коротышей, называемых ложными проводниками.
В отдельных случаях ложные проводники (не рабочие) могут быть и сплош-
ными. Для этого можно использовать старые рельсы при замене изношенней
проводников новыми,
356
Геометрические и конструктивные особенности яруса и шаг при определен,
ном профиле проводника характеризуют основные данные арыировки.
В табл. VI.43 приведены сведения р профилях прокату для элементов же-
стких армировок.
Конструктивное исполнение арыировки н особенности контактирования
направляющих устройств движущегося подъемного сосуда с проводниками опре-
деляют важнейшие характеристики динамической системы «сосуд — армировка».
357
Таблица VI.43
Характеристика профилей, рекомендуемых к применению для расстрелов и проводников
Сечеиие профиля нованне профиля Ш ГОСТа или ОСТа Типоразмер профиля Ух-10«, 4*1 о’ &S Н/м F104, м* Назначение
ОСТ 10016-39 20° 200Х 102X9 2500 169 250 33,1 305,1 39,5
22° 220Х 112X9,5 3570 239 325 42,7 357,1 46,4
6* ГОСТ 19425-74 24“ 240X110 X 8,2 4630 280 386 50,9 375,7 48,7
Л Двутав- ровые ОСТ 10016-39 27® 270Х124Х 10,5 6870 366 509 58,9 462 60,0 Для расст- релов
балки ГОСТ 19425-74 30“ 300Х 130X9 9400 490 627 75,4 492,5 63,9
!_ А* vs 6*d 36“ 360X130X 9,5 15 300 527 850 81,0 568 73,7
ОСТ 19425—74 36е 360X140X14 17310 612 962 87,4 698,5 90,7
ГОСТ 8239-72 40 400X155 X8 18 930 666 947 85,9 , / 550 7.^
18в 180X100X8 1 790 305 199 43,5 261,9 34,0 Для расст- релов
2QB-S 200X100X8 2 359 327 236 46,3 281,5 36,6
26* 260Х 90Х 10 5 130 343 395 52,6 389,5 50,6
зо*-* 300X 89X 11,5 6 948 316 463 46,4 429,7 55,9
Р43 140X 114X30,4 1 489 260 217 45,0 438,5 57,0 Для про- водников
Р 50 152X132X33 2 018 375 287 57,1 506,2 65,9
Р65 180Х 150X 35,6 3 548 569 359 76,0 633,7 82,6
Р 75 192Х 150X46 4 490 661 509 88,0 729,9 95,1
СсчецнеГпрофнля
кованые
профиля
№ ГОСТа или
ОСТа
Уголок по
ГОСТ 8509-72
La*e*d
Сварной
короб-
чатый
профиль
ГОСТ£8510—72
Продолжение табл VI.45
Типоразмер профиля 7Х-Ю*, Н/ы Г10*. Назначение
160X100X10 160Х 100X10 1 564 740 198 148 368,8 50,6 Для про- водников
170X 104X10 160X100X10 1 930 840 223 162 388,5 52,7 Для расст- релов
160Х 160Х 12 160X160X12 2 630 329 576,8 74,8 Для про- водим ков
212Х 130X12 200X125Х 12 4 460 1965 420 303 582,7 78,9 Дчя расст- релов
190X200X16 200Х200Х 16 5910 6424 622 642 891,7 123 Для про- водников
Эта особенность заключается в пе-
риодическом изменении поперечной
жесткости проводника от яруса к
ярусу вследствие постоянства шага
армировки (рис. VI.40). Это предо-
пределяет периодический характер
действия восстанавливающих сил со
стороны проводника с регулярно чере-
дующимися опорами-расстрелами на
вертикально движущийся с постоян-
ной скоростью тяжелый сосуд.
Рабочие нагрузки иа армировку
обусловлены взаимодействием движу-
щегося подъемного сосуда с проводни-
ками и по своей природе являются ди-
намическими, возникающими вслед-
ствие:
строительно-монтажных несовер-
шенств конструкции, заключающихся
в основном в иепрямолинейности ра-
бочих профилей проводников из за
сдвигов и изломов на стыках и мест-
ных искривлений;
проявления в системе параметри-
ческих колебаний сосуда при движе-
ние. VI 40. Схема системы «сосуд — арми-
НИИ его С постоянной скоростью по ровна» и картины периодического из.мене-
проводпнкам с периодически измени- «ия лобовой и боковой жесткости проводчи-
ющейся поперечной жесткостью.
Первая причина устранима путем
соблюдения требуемых нормативов и улучшения качества, технологии и орга-
низации строительно-монтажных работ в стволе Физическая сущность прояв-
ления в системе нагрузок, обусловленных второй причиной, значительно слож-
нее, так как колебательный процесс, развивающийся в пространственной упру-
гой системе, зависит от инерционных свойств и конструкции сосуда, закона
изменения поперечной жесткости проводников и их искривлений вдоль ствола,
рабочей скорости подъемной установки и т. д. Следовательно, вторая причина
не может быть ликвидирована путем несложных организационных мероприятий,
а требует выполнения инженерного расчета и рационального проектирования си-
стемы в целом, заранее хорошо отстроенной от резонансных режимов.
Основным естественным фактором, предопределяющим этот режим, является
конструктивная особенность проводников, периодически опертых с одинаковым
шагом па горизонтальные расстрельные балки. Строго детерминированный пе-
риод функции изменения поперечной жесткости проводников (несмотря иа ам-
плитудную модуляцию случайной функцией, определяющейся строительно-
монтажными несовершенствами) обусловливает возникновение в динамической
системе «сосуд — армнровка» параметрических колебаний и, как следствие,
резонансных явлений.
Основными параметрами системы, которые в значительной мере определяют
ее динамические свойства, являются: шаг армировки (А), интенсивность подъем-
ной установки (/по3), жесткость расстрельных балок под проводником (Со), мо-
менты инерции сечений проводников (/). Всевозможная совокупность сочетаний
этих параметров образует в пространстве их существований области двух клас-
сов, каждая нз которых определяет качественно различный режим движения
системы: устойчивый и неустойчивый.
Для того чтобы исключить возникновение неустойчивых режимов, отстроить
систему от резонансов или предотвратить развитие чрезмерно больших ампли-
туд колебаний сосуда, необходимо соответственно рассчитать ее по методике
ЙГМТК им. М. М. Федорова, которая положена в основу «Временных указаний
по проектированию и расчету жестких армировок вертикальных стволов шахт»,
действующих в системе Мипугленрома СССР.
361
Общие положения расчета и проектирования. I Исходными данными лая
расчета параметров системы «сосуд—армировка» являются’ а) схема яруса;
б) эксплуатационные характеристики подъемной установки масса груженого
сосуда, максимальная скорость движения подъемного сосуда); в) полная харак-
теристика подъемного сосуда (масса, моменты инерции относительно центральных
осей, расположение центра тяжести, расположение и характеристики направля-
ющих устройств);
2. Геометрические и инерционные характеристики груженых подъемных
сосудов, указанные в пункте 1в, определяются расчетом из условий загрузки
тем наиболее тяжелым материалом, для нормального подъема которого пред-
назначен сосуд.
Для обеспечения наиболее благоприятного динамического режима взаимо-
действия движущегося сосуда с ар.мировкой необходимо по возможности при-
нимать вертикальное расстояние L между жесткими направляющими устрой-
ствами (башмаками) таковым, чтобы в нем укладывалось целое число шагов
армировкн, а вертикальное расстояние от горизонтальной плоскости, проходя-
щей через центр тяжести груженого сосуда, до верхней и нижней направляющих
было одинаковым (4 — В) или мало отличающимся по величине
d = 4TS<0'L (VI8I)
3. Заделка расстрелов в крепь ствола осуществляется закладкой концов
в лунках бетоном марки нс ниже 200. Лишь в случае крепи кз металлических
тюбингов применяется болтовое соединение.
Глубина эффективной заделки принимается согласно расчету.
Глубина лунки должна превышать длину заделываемого конца расстрела
не менее чем на 150 мм, при этом для стволов с толщиной крепи, меньшей, чем
расчетная глубина заделки расстрела, бетонирование лунок должно обеспечивать
надежное опирание расстрела иа крепь ствола и прилегающие породы.
Приварные анкерные зацепы на концах расстрельных балок, ограничива-
ющие их осевую подвижность, следует осуществлять только с одной стороны.
4. Расстрелы лестничного отделения должны проверяться расчетом иа на-
грузки (в пересчете на один шаг армировкн), состоящие’ из собственного веса
полка с лестницей; временных нагрузок — 2000 Н/м2 веса панели ограждения.
5. В местах сопряжения горизонтальных выработок со стволом па проме-
жуточных горизонтах абсолютные жесткостные показатели конструкции арми-
ровки (в станке) должны быть не ниже, чем у основной армировкн ствола.
6. В качестве проводников жестких армировок применяются деревянные
балки прямоугольного сечения из водостойких пород дерева или специально
обработанной древесины, рельсы железнодорожною типа, коробчатые прямо-
угольные балки (сварные).
7. Деревянные проводники применяются при подъемных сосудах всех ви-
дов: конструкцией крепления проводника должна обеспечиваться фиксация его
от смещении вдоль расстрела специальными боковыми упорами.
8. Рельсовые проводники применяются при подъемных сосудах всех видов.
Крепятся рельсовые проводники к каждому расстрелу при помощи двух пар
скоб (с болтами диаметром не менее 30 мм), устанавливаемых непосредственно
над и под расстрелами.
Уклонные рабочие поверхности скоб, прилегающие к скосам подошвы рельса,
должны обрабатываться механическим способом.
Одинарные (обособленные рельсовые проводники укрепляются па расстре-
лах при помощи скоб с постановкой противостоящих ложных проводников —
коротышей из рельса полного профиля (срезание головок рельсов-коротышей
не допускается).
9. Применение различных средств предохранения скоб от сползания (под-
вески, крючья, планки) не допускается.
Применение электросварки па рабочих рельсовых проводниках запрещается.
10. Для фиксации рельсового проводника относительно расстрела к послед-
нему привариваются накладки (верхние и нижние) из листа толщиной не менее
362
Рис. VI.42. Графики безразмерных функций
поперечной жесткости проводника в преде-
лах пролета между расстрелами для различ-
ных значений параметра
Рис. VI.41. Допуски на отклонения разме-
ров взаимозаменяемых накладных расст-
рельных лежек для рельсовых проводников
12 мм, D которых имеются выемки — «лежки» для размещения подошвы рельса.
В новой «лежке» суммарный зазор между упорным уступом ее и ребром подошвы
рельса не должен превышать 4 мм.
При увеличении указанного выше зазора в эксплуатации до 7 мм накладка
подлежит реставрации или замене. Размеры лежск-накладок при замене их но-
выми назначаются «по месту» в зависимости от износа рельса.
Прочие отклонения в размерах лежки должны соответствовать допускам
согласно рнс. VI.41.
Применение конструкций креплений проводников к расстрелам, наруша-
ющих целостность «волокон» металла расстрельных балок (врезка лежек, про-
кладка поперечных швов сварки), запрещается.
На стыках звеньев рельсовых проводников не рекомендуется применение
фикенровочных штифтов, располагаемых в головке рельса.
11. Коробчатые проводники применяются при подъемных сосудах всех видов
в сочетании с роликовыми направляющими с эластичной поверхностью качения.
Кроме рабочих роликовых направляющих устройств, на подъемном сосуде
обязательно устанавливаются непосредственно на несущей конструкции обосо-
бленные предохранительные башмаки скольжения.
12. Каждое звено смонтированного коробчатого проводника должно быть
зафиксировано специальными упорами или болтами по месту от смещений в го-
ризонтальном направлении на каждом ярусе, а от вертикальных смещений —
хотя бы на одном ярусе.
13. Стыки звеньев проводников могут располагаться на ярусах и между
ними. Конструкция стыка должна обеспечивать монтаж и демонтаж звена про-
водников в любом месте ствола при полностью смонтированной армнровке без
газорезных и сварочных работ.
Стыкуемые коробчатые проводники должны иметь конструктивные эле-
менты, расположенные внутри проводника, предотвращающие смещение рабочих
поверхностей сопрягаемых звеньев.
14. При изготовлении проводников и их монтаже в стволе следует учитывать
максимальный перепад температуры Д/ окружающей среды для того, чтобы
обеспечить в условиях эксплуатации с учетом коэффициента температурного рас-
ширения (сжатия) материала проводников зазор в стыках, не превосходящий 6 мм.
Расчет армировки на устойчивость движения подъемною сосуда при дву-
стороннем расположении проводников. Инженерный расчет армировки па дина-
мическую устойчивость во всех случаях ведется в предположении, что сосуд
имеет жестко закрепленные направляющие устройства, что является также
целесообразным и при установке упруго подвешенных направляющих.
Проводник жесткой армировки представляет собой балку,.укрепленную па
упруго оседающих и упруго поворачивающихся равно отстоящих друг от друга
363
опорах (расстрелах). В результате
решений соответствующих конических
уравнений метода перемещения функ-
ции жесткости (рис. VI.42) табулиро-
ваны в зависимости от основного без-
размерного параметра армировки:
<V1-82)
где 'Со — жесткость упругой опоры
(расстрела) на проседание, Н/м; h —
шаг армировки, см; Е/ — изгибная
жесткость проводника, Н-м’.
Важнейшим параметром, харак-
теризующим вид функции жесткости,
является жесткость упругой сосредото-
ченной опоры Со. Для ее определения
составлены специальные формулы,
учитывающие влияние конструктив-
ных особенностей яруса армировки,
а также заделки расстрельной балки
в крепь ствола. Последнее учитыва-
ется так называемыми коэффициентами
заделок, значения которых определены
на основе решения задачи об изгибе
упругой балки в упругом изотропном
полупространстве (материале крепи) и
иа натуральных экспериментальных
данных.
При принятых выше предложениях дифференциальные уравнения движения
подъемного сосуда в двусторонних проводниках (рис. VI 43) являются связан-
ной системой пяти уравнений с периодическими коэффициентами:
тх + С^г-f-A) (х + Лф - у о) + Сг (г + Я) (х + Лф + у 6 + )
+ Cj (г - В) (х - Вф-10) + Сг (г - В) (х - Вф + у б) = О,
М+ [С1(*+Л) (х+Лф - 0)+С2 (г+ Я) (х + Лф + ув)] А —
- [с1(г-В)(х-Вф-|е) 4-С2(г-В)(х-Вф+уе)]
«У + С3 (г + Л) + (у + Лф) + С3(г-В)(у-Вф) = О; ' (VI М)
/фФ + С3 (г + А) (у + Л<р)Л - С3 (г - В)(у - В<р) В - /фОб = 0;
/60 + [ — Ci (г 4- Я) (х + Лф- уб) — С2 (г 4- А) (х4-Лф +
+ уе)-С1(г-В)(х-Вф- ^о) + С2(х-В) (х-Вф-f-
+ т0)] Г-/’0ф = 0,
где х, у, <р, ф, 0 — линейные перемещения центра тяжести (см) и угловые пово-
роты подъемного сосуда (рад); т, 1, /$, /q, )фд — масса (кг) и центральные
моменты инерции груженого сосуда (кгмг); Cj (г), С2 (г) — функции боковой
жесткости обеих ниток проводников, Н/м; С3 (г) — функции лобовой жесткости
проводников, Н/м; г = vt — текущая ордината центра тяжести сосуда по вер-
тикали (см); S — ширина колеи (м).
364
В рассматриваемой системе возникают колебания, близкие к нормальным,
т. е, независимые по соответствующим степеням свободы. Эта особенность,
а также заведомое отсутствие внутреннего резонанса на наинизщей частоте пред-
определяют существование одночастотного режима движения линейной системы,
описываемой обобщенным дифференциальным уравнением типа Матье— Хилла:
(5) Х= О, (VI.84)
где х — обобщенное перемещение сосуда; f (£) — обобщенная безразмерная
периодическая функция жесткости, параметрически зависящая от параметра
= / — время), Ц — безразмерный частотный параметр I
X2 — частотный мультипликатор, значение которого зависит от конструктивных
размеров сосуда и его инерционных характеристик.
Таким образом, области режимов движения сосуда (нерезонапсного н резо-
нансного) могут быть определены из условия существования соответственно
устойчивых и неустойчивых решений уравнения ((VI 84).
Для каждого значения параметра а, т. е. для данной армировкн, в зависи-
мости от параметра р могут существовать три принципиально различных режима
работы (рис VI.44)
а) дорезонансный режим, когда величина параметра р превышает некоторое
критическое значение ркр2, что -соответствует скорости движения сосуда v <
< vKpi (зона I);
б) зарезонансный режим, когда величина параметра р меньше некоторого
критического значения ркр2, что соответствует скорости движения сосуда и >
> vI(p2 (зона II);
в) резонансный режим, когда величина параметра р находится между двумя
значениями цкр1 и рпр2, т. е. при скорости движения сосуда в пределах vKpi <
< v < vKp2 (зона III)
Теоретическая система может удовлетворительно работать лишь в двух
первых режимах, однако при втором режиме неизбежен переход довольно широ-
кой области параметрического резонанса.
Исследования показали, что переход через резонанс в рассматриваемом
случае при втором режиме возможен лишь при движении сосуда с ускорением,
превышающем допустимое по условиям безопасной эксплуатации.
365
Рис. VI.46. Номограмма для предварительного выбора параметров армировки
Определение амплитудно-частотной характеристики системы (рис. VI 45)
для каждого конкретного значения параметра а на основе решения соответству-
ющих нелинейных уравнений позволило отыскать необходимые запасы устой-
чивости движения [А], которые являются обобщенным критерием работоспособ-
ности рассматриваемой системы «сосуд — армировка».
Если определить действительный запас устойчивости как отношение крити-
ческого значения скорости движения сосуда к рабочей скорости, т. е.
= (mt»8),cp
то необходимым условием работоспособности системы будет
А>[А]. (VI.86)
При проектировании армировки ствола важно расчетом определить основ-
ные параметры системы, чтобы действительный запас устойчивости движения
был больше допустимого. Для решения этого вопроса было изучено влияние
основных конструктивных и динамических факторов па'изменение запасов устой-
чивости системы. При этом выяснилось, что параметры системы будут оптималь-
ными при следующих условиях:
а) геометрическая конфигурация сосуда и компоновка масс его конструкции
должны быть такими, чтобы его центр тяжести располагался па вертикальной
оси посредине между верхними и нижиимн направляющими устройствами;
б) расстояние по вертикали между направляющими устройствами па сосуде
должно быть кратным шагу армировки.
Эти требования обеспечивают абсолютный экстремум запаса устойчивости
системы.
Остальные параметры системы ие поддаются оптимизации, если рассматри-
вать только динамические факторы. Тем не менее для них всегда можно указать
значения. приводящие к относительному экстремуму запаса устойчивости по
условиям минимума металлоемкости армировки.
На практике это делается следующим образом. Для нескольких имеющихся
типоразмеров проводников определяются требуемые оптимальные шаги арми-
ровки. По значениям С, h, I с помощью специально построенной номограммы
(рис. VI 46) находится жесткость расстрельных балок и в результате сравнения
металлоемкости армировки для каждого типоразмера проводника выбирается
панвыгодпейший вариант.
366
Выбранные предварительно элементы армировкн подвергаются дальнейшему
проверочному расчету с целью определения действительных и допустимых запа-
сов устойчивости.
Исходные данные для расчета. I. Сила тяжести порожнего подъемного со-
суда — Pc, Н, и сила тяжести полезного груза — Prp, Н.
2. Максимальная тахограммиая скорость движения груженого подъемного
сосуда — и, м/с.
3. Центральные моменты инерции подвешенного на канате груженого со-
суда — /ф, /ф, /0, кг-м*.
4. Конструкция рамы подъемного сосуда (для скипов) и данные о моментах
инерции сечений элементов остова рамы относительно двух центральных осей х
и У - /рм. /рМ. м4 (см. рис. VI.43).
5. Вертикальные расстояния от горизонтальной плоскости, проходящей
через центр тяжести груженого сосуда, до нижней и верхней жестких напра-
вляющих (или предохранительных башмаков в случае подпружиненных рабочих
направляющих) — А, м; В, м.
6. Вертикальное расстояние между жесткими направляющими сосудами
£ = Л + В, м.
7. Ширина колен (расстояние между лобовыми гранями проводников в го-
ризонтальной плоскости) — S, м.
8. Предпочтительный тип проводников (деревянные, рельсовые, коробчатые).
9. Вид крепления ствола (монолитный бетон, кирпичная нлн бетопитовая
кладка, тюбинги).
10. Схема конструкции армировкн и геометрические характеристики ее
элементов.
Предварительный выбор основных параметров армировкн. Расчетная интен-
сивность подъема. Масса груженого подъемного сосуда (кг) определяется как
сумма масс порожнего сосуда и полезного (наибольшего) груза без учета голов-
ного и хвостового канатов по формуле
m = Рс +Р‘‘В, (VI.87)
где g = 9,80 м/с2.
Интенсивность подъема — mv2 (VI.88)
Расчетная интенсивность подъема:
(т^расч = 4 (mv2). (VI.89)
Предварительно принимаются шаг армировкн, моменты инерции сечений
расстрельных балок для существующих имеющихся в наличии типоразмеров
проводников. По конструктивным и технико-экономическим соображениям для
дальнейших проверочных расчетов выбирается рациональный вариант.
Лобовая жесткость расстрела — (номограммная).
Необходимая лобовая жесткость расстрелов определяется по принятому
значению шага h, значению 1g /л и удвоенному значению (ту2)раС., по номограмме
(см. рис. VI.46).
Для пользования номограммой необходимо па прозрачном материале вы-
чертить трапспорант, помещенный в левом верхнем углу.
На номограмме отыскивается линия уровня ближайшего большого значения
(mu2) по сравнению с 2 (та2)расч. Уровни значений (ту2)п даны с правой стороны
номограммы.
По коэффициенту номограммы
(mu2)H
" 2 (ти2)расч ’
значения которого иа транспорапте отложены по оси 0/г1Ь находится точка, соот-
ветствующая принятому значению шага армировкн и коэффициенту (точка Л).
367
Таблица VI 44
6
Для удобства на номограмме проводится линия, параллельная оси абсцисс
и соответствующая 1g Г4. После этого необходимо совместить точку О транспо-
ранта с этой линией так, чтобы прямая 00' была параллельна оси ординат.
Затем транспорант передвигается по горизонтали до тех пор, пока точка А
не совместится с линией требуемого уровня (mo2)u В этом положении транс по-
ранта определяется значение логарифма лобовой жесткости, как проекции точки
О па шкалу значений lg С (ось абсцисс) номограммы.
Боковая жесткость расстрела — С® (номограммная).
Необходимая боковая жесткость расстрела определяется путем аналогичных
операций по принятому значению шага h, значениям 1g /б н (ти2)расч по номо-
грамме (см. рис. VI.46). Расчетная интенсивность подъема не удваивается.
Для деревянных проводников при пользовании номограммой необходимо
значения /" и /б для принятых проводников разделить на 21.
Моменты инерции сечения расстрела. Значения необходимых моментов инер-
ции сечений расстрелов (относительно центральной вертикальной оси) опре-
деляют по номограммным значениям 6^ и С® в зависимости от принятой схемы
яруса армировкн (табл. VI.44) Из двух расчетных значений моментов инерции
/’ н /G при выборе профиля расстрела необходимо руководствоваться большим
значением
По сортаменту проката принимается профиль с ближайшим большим зна-
чением момента инерции (см. табл VI.43).
Если схема яруса армировкн представляет собой рамную конструкцию,
как показано в табл. VI 44 (схема III), то по значению лобовой жесткости
определяются моменты инерции сечений расстрелов, несущих проводники, а по
значению боковой жесткости С® определяются моменты инерции сечений корен-
ных расстрелов
В случае конструкции яруса но схеме I момент инерции сечения коренного
расстрела 4 принимается не менее максимального момента инерции расстрелов,
несущих проводники, при этом высота сечения коренного расстрела должна
быть равной или больше высоты присоединенных расстрелов.
Расчет фактических жесткостных характеристик армировкн. Необходимая
эффективная глубина заделки расстрела в крепь ствола рассчитывается по фор-
муле
t _ 2 в - 1/2cosw (VI .90)
1 ~ В ’ Р~ К 4Е/2 I +созш’
где Ло — высота профиля расстрела; 1г — момент инерции сечения расстрела,
w — угол между осью расстрела и нормалью к поверхности крепи ствола в месте
369
заделки (рис. VI.47, а); т — коэффициент постели, зависящий от вида крепи
(для монолитного бетона т = 9,81 • 10’ Н/ма, для кирпича и бетонита т = 4,905 X
X 10’ Н/м2).
Лобовая жесткость расстрелов в местах крепления одиночных проводников
определяется по формуле
1,2 600—601*1—602*2----—Ьо/Х,--------6o,v*n ’
а в случае крепления в точке О двух спаренных проводников лобовая жесткость
расстрела
1,2 600—601*1 — 602*2— ••—6о/*/ —--------SonXn I" й-3 ’ (VI.92)
где значения х; определяются из системы алгебраических уравнений:
(Ai -h 6ц) *1 1- 612х2 + • • • |- -г 61,v*# = 6ю; )
621*1 + (А2 -I" 622) *»+•• |- 62/*/ + • + 6iNxN = 620; I
6п*1 + 6/2*в+ • +(А, + 6„) X; 4- • • • h 6fNxN = 6/0; (VL93)
6Wi*i 4- Sv2*2 -F •••-!• 6W/x7 + • • • + (Aw F 6w) *w = $.vo- J
Число уравнений системы (VI.93) равно числу дополнительных упругих
связей N иа расстреле.
Податливости А/ дополнн(ельных связей на расстреле определяются в зави-
симости от вида связей по соответствующим формулам.
Податливость соседнего проводника, прикрепленного к расстрелу,
д'=-8&г; (v,-94>
в случае спаренных проводников
л h3
Д' “ 16Е/л •
где /л — момент инерции сечения проводника.
Податливость распорных пальцев (см. рнс. VI.47, а, поз. б)
Л, = А. <vt.es>
где /0 — длина распорного пальца, Fo — площадь поперечного сечения распор-
ного пальца.
Прн соединении параллельных расстрелов поперечной связью
(рис. VI.47, а, б, поз. 5) жесткость этой связи принимается равной поперечной
жесткости присоединенного расстрела в точке примыкания связи и рассчиты-
вается соответственно конкретным схемам, приведенным ниже, в зависимости
от схемы яруса.
Коэффициенты влияния 6,/ в зависимости от схемы яруса н принятой расчет-
ной схемы определяются по нижеприведенным формулам.
Для схемы яруса (см. рис. VI.47, а, расстрелы 1, 2,3) и расчетной схемы
(рнс. VI.48, a; VI.49):
б</ = 6^ёЬ“1 “ а')2 а< |3a'z “(/ + 2а>} + (а‘ “ a')3p) {i,i =
= 0,1,'2, . . . ,N),
(VI.96)
370
где v — коэффициент влияния заделки расстрела, определяемый по графику
(рис. VI.50) в зависимости от параметров —j—t х= PI-
В случае а, а/ слагаемое {а; — а,)3 ие учитывается.
Для схемы яруса (см. рнс. VI 47, б, расстрелы 2, 3, 4) н расчетной схемы
(рнс. VI.49, бу.
= -|2^ТТ3 I2 (Ч - «.) I3 - (3/ - aj) (М - ад «П +
+ 2/3(oi-aj)’l (/,/ = 0,1,2, . . ./V), (VI.97)
где vj — определяется по графику (рис. VI.51) в зависимости от параметров
* = PZ- (VI.98)
6ji = ^&U-
При а, aj слагаемое (а,- — а,у не учитывается.
Для схемы яруса (см. рнс. VI.47, в, расстрелы 1, 2, 3) и расчетной схемы
(см. рнс. VI.48, в):
бо = -6E7J lfl«- (' “ а>) I'* - а- “ (z “ + (fl. - aif11 • <VI•")
где при at aj принимается (a, — a;js = 0 и S,/ — S^.
При i= / выражения соответственно пунктам а, б, в принимают вид:
| i; i > к \ Л 1 A s' * ; а а1 Халл#! : g7 7=d—> t yj 1 IJ j Алла [|aaaa> ' Рис. VI.48. Схемы к определению попереч- ной жесткости расстрелов при различных условиях их закрепления б _ ~ ZvjEIP ’ a?[4I3-ay(3/-a/] if 12^;.Е/г/3 ai)2 s»=-4t/- (vijo°) i 5 0 ♦ fc I T3 - gg—»ryp i S 17 ag JP Рис. VI.49. Схемы к определению Соковой опорной жесткости проводника
371
Рис. VI.50. Графики изменения коэффициентов влияния v материала
закладки лунок и крепи ствола при заделке расстрела двумя концами
Рис. VI.51.'.Графики нэменсиия ковффициеитов влияния и материала
закладки лунок, и крепи ствола при заделке расстрела одним концом
Таблица VI.45
Тип проводника Р38. Р43 Р50. Р66 Деревянные Коробчатые
Ф (см*1) 15 8 7 5
Для консольных расстрелов (см. рнс. V1.47, а, поз. 4) лобовая жесткость*
С,,2=^. (VI.101)
Средняя лобовая жесткость расстрелов для обеих ниток проводников
СЛ=]/ЛС^, (VI. 102)
где С* и Сл— соответственно жесткости расстрелов в местах крепления провод-
ников одного отсека.
Одно из значений жесткостей Сл и Сл может отличаться от номограммной
жесткости в меньшую сторону не более чем на 10 %, при этом величина
должна быть равна или больше Сл.
Определение боковой жесткости расстрелов. Дополнительные связи не учи-
тываются.
Для схемы яруса (см. рис. VI 47, а, расстрелы 1, 2, 3) и расчетной схемы (см.
рис. VI.49):
Св = ---------------, (VI .103)
-F а0(/ - а0) -^з- [За? - (Зв0- /) /] + Ф
где F — площадь поперечного сечения расстрела, Ф — величина, характеризу-
ющая податливость крепления проводника к расстрелу в боковом направлении
(табл. V1.45);
а0 — большее расстояние от проводника до заделки расстрела в крепь ствола;
d — плечо боковой силы (определяется по формулам для соответствующих про-
водников).
Для рельсового проводника
d = b--^-+H. (VI.104)
где b — горизонтальное расстояние до подошвы проводника; г — высота головки
рельса; Н — высота профиля проводника.
Для проводника прямоугольного профиля
d = b-\-^H. (VI.105)
Для схемы яруса (см. рис. VI.47, б, расстрелы 1, 3, 4) н расчетной схемы
(см. рис. VI.49, б):
.6____________ Е
(VI. 106)
Т + [4/ + /2) - 34,(1 (4/2 + fl2)! ’•ф
* Для П-обраэных консолеЛ (см рис VJ.47, б. поз. б) лобовая жесткость вычис-
ляется как для шарннрно-опертой балкн.
373
Для схемы яруса (см. рис. VI 47, в, расстрелы 1, 2) жесткость расстрела d боко-
вом направлении определяют аналогично жесткости в лобовом направлении,
принимая расчетную схему, приведенную на рис. VI.48, а.
Консольный расстрел (рис. V1.47, а, поз. 4):
= (VI. 107)
г 2
где / = /0----J — И — Для рсльсопых проводников, / = /0 + -у Я — Для
коробчатых проводников.
Примеры расчета лобовой и боковой жесткости расстрелов в месте крепле-
ния проводников для различных схем ярусов приведены о табл. VI.46, VI.47,
VI.48.
Расчет жесткостиых характеристик сосудов. Боковая жесткость рамы сосуда
z-б _720£/рм (VI. 108)
с “ L® ’
где /рЧ — боковой момент инерции элементов остова рамы подъемного сосуда
(рнс. V1.52).
Лобовая жес! кость рамы сосуда
72QE/gw (VI. 109)
G-- - Ls
где /рМ — лобовой^момент инерции элементов остова рамы подъемного сосуда
(см. рис. VI.52).
ТаблицаШ 46
Схема яруса
Лобовая жесткость расстрела боковая жесткость расстрела
в точке крепления проводника в точке крепления проводника
Расстреп I
,я „ ZZf^,Z,J
' aU^-imra,)^]
Расстрел П
$ аг
г \^-аг01г-аг)гд б1
Для П-образных консолей эту пелнчнну следует удпаняать.
374
Таблица И.47
Схема яруса' Лобовая жесткость расстрела в точке крепления проводника Боковая жесткость расстрела
Расстрел I |
С а, .И i |: а1. j
Расстрел И at f , £l_ J
С. аг J л_., . 8£)Л г * aj(tfa2)3i' Ъ3 ' С1 ' £/ .вгЧ10 1/гф Ft Ч bl
Таблица И. 48
Схема яруса Лобовая жесткость расстрела в точке крепления проводника Боковая жесткость расстрела в точке крепления прововника
Расстрел I -Гн W _ >г л.л.с. q}(iraj’nop,-a,-?a,)a1}
. at ? Л h 1 ,|
Расстрела 1 tz-aga,, ~ С^. гч,г.
Проверочный расчет по динамической устойчивости подъемного сосуда
Проверка запаса устойчивости движения сосуда по отношению к лобовым
колебаниям. А. Коэффициент относительной лобовой податливости рамы сосуда
(VI ПО)
где Сл — лобовая жесткоспГсосуда (для клетей ул принимается равным 0,2).
375
Б. Обобщенный безразмерный параметр лобовой жесткости армировки
СЛ^ . (VI.Ill)
6Е/Л
В. Относительная средняя лобовая жесткость проводника
где еСр — определяется по графику (рис. VI.53) в зависимости от 1g 0я.
Г. Мультипликатор частот поворотных лобовых колебаний
4 = ^’ (VII,3>
где т — масса груженого сосуда.
Д. Эксцентриситет центра тяжести груженого сосуда
Е. Обобщенный мультипликатор лобовых колебаний сосуда
рл = 1 (1 -I- X2 (1 4- /2) - ]/р l-X2(l +I2)]2-4Х2}. (VI 115)
Ж. Обобщенный безразмерный
параметр лобовой жесткости системы
«сосуд — армировка»
3. Параметр демультипликациои-
ного резонанса — |лл определяется из
графика (рнс. VI.54) в зависимости
от 1g <^кв.
И. Допустимый запас устойчи-
вости
|АЛ] = 3,75 (1,3цл — 0,21).
(VI. 117)
Рис. VI.52. Расчетное сечение рамы скипа
для определения моментов инерции
376
К. Действительный запас устойчивости
*л= гГлУ <V1 118)
2л2 (рл)2 (то2)
Если действительный запас устойчи-
вости оказался меньше допустимого, это
означает, что для данной системы «сосуд —
армировка» предварительный запас устойчи-
вости н Арасч оказываются недостаточными.
Это происходит из-за совокупного влияния
всех характеристик системы (например,
жесткость сосуда, несимметричность разме-
щения направляющих относительно центра,
тяжести и т. д.).
Проверка запаса устойчивости движе-
ния сосуда по отношению к боковым колеба-
ниям.
А. [Коэффициенты относительной боко-
вой податливости рамы сосуда
С6 Сб
V2 = ^- (VLI19)
Для клетей ув принимается равным 0,2.
Б. Обобщенные безразмерные параметры
и проводника 2
0?=£1£.
1 6Е/ 2 6Е/6
(VI. 120)
В. Обобщенные параметры боковой жесткости системы «сосуд — армировка»
= ; °’9К0=ьИГ (VI12I)
Г. Относительные средние боковые жесткости проводников:
в? = 6‘ ср , в® = е?ср- , (VI. 122)
1 + Y1 1 + ?2
где е^р и в®ср определяются из графика (см. рнс. VI.53) в зависимости от
'ба?экв- 'б°2экв-
Д. Коэффициент неоднородности характеристик жесткости проводников
(VI. 123)
Е. Мультипликаторы частот боковых колебаний сосуда:
ж. Обобщенный мультипликатор частот боковых колебаний сосуда рб,
как наименьший корень кубического уравнения:
р’ - р* [Ч (1 - /2> + +1 ] + р 14 Ч(1 - ю + + 4<d - ЧЧ’ = °-
(VI. 125)
377
3. Параметр демультипликационного резонанса ро определяется из графика
(см. рис. VI 54) в зависимости от Ig(<^KB)mill (по меньшему значению из of9KB
И. Допустимый запас устойчивости:
[Лб]= 3,75 (1,3|л6 — 0,21) при Ро <0, 9-
[й®] = 3,60 прн ро > 0,9.
К- Действительный запас устойчивости
Аналогичный расчет может быть выполнен в для установки, где подъемный
сосуд имеет проводники одностороннего расположения.
§ 107. Эластичные армировки
Этот вид армировки применяется в стволах, не подверженных значительным
искривлениям, для одно- н двухконцевых подъемов прн размещении в стволе со-
судов как одной, так н нескольких подъемных установок с максимальной ско-
ростью движения 12 м/с.
Конструктивно эластичная армировка вертикального шахтного ствола пред-
ставляет собой систему навешенных вертикально канатов, обеспечивающих безо-
пасное направленное движение подъемных сосудов.
Основная роль — направление движения сосуда — возлагается на проводни-
ковые канаты, число и место расположения которых определяются видом и грузо-
подъемностью сосуда. Связь сосуда с проводниками осуществляется при помощи
кронштейнов с ведущими втулками.
Отбойные канаты являются элементами гарантии безопасности. Они предо-
храняют сосуд от возможных чрезмерных отклонений от нормального рабочего
положения.
Из-за большой боковой податливости канатов, восстанавливающая попереч-
ная сила которых не зависит от условий закрепления удаленных друг от друга
концов, требуемая поперечная жесткость создается путем их соответствующего
натяжения, пропорционального длине.
В отличие от жестких армировок с постоянным шагом жссткостиые характе-
ристики эластичных армировок (рис. VI 55) обеспечивают весьма благоприятные
рнс. VI.55. схемы расположения подъемных сосу;
для:
а — клетевого подъема; б — скнпояого; /, 2, 3,
пые. тормозные канаты парашютного устройства
378
условия взаимодействия сосуда с проводниками.
Отсутствие периодически изменяющейся жестко-
сти исключает возможность возникновения в си-
стеме «сосуд— армировка» опасных резонансных
явлений, подобных описанным выше
К основным конструктивным узлам арми-
ровки с канатными проводниками относятся
проводниковые и отбойные канаты, их прицеп-
ные и натяжные устройства, натяжные грузы,
вспомогательные жесткие проводники для фик-
сации сосудов у мест загрузки н разгрузки.
В качестве проводниковых канатов приме-
няются, как правило, канаты закрытой кон-
струкции диаметром 32 мм при высоте подъема
до 600 м и диаметром 38,5 мм нрп высоте подъе-
ма до 900 м При высоте подъема более 900 м
целесообразно применять закрытые канаты диа-
метром 45 мм.
Предпочтительное применение закрытых
канатов в качестве проводников обусловлено
тем, что они имеют практически гладкую по-
верхность наружного слоя проволок, что сни-
жает сопротивление движению направляющих
втулок (рис. VI.56) сосудов, а следовательно,
уменьшает и степень износа.
Количество канатных проводников и схе-
мы их размещения относительно подъемного
сосуда весьма разнообразны и зависят от конце-
вой нагрузки, глубины ствола, скорости дви-
жения сосуда, его формы и типа
В отечественной практике обычно приме-
няются по четыре проводника иа сосуд. При
этом для создания возможно большего проти-
водействия осевому вращению подъемного со-
суда вследствие раскручивания подъемных
каиатоп под нагрузкой проводниковые канаты
навешивают по возможности дальше один от дру-
гого и от оси голопного подвесного устройства
С учетом изложенного проводниковые канаты
размещают по два вдоль каждой длинной (в пла-
не) стороны сосуда.
Назначение и условия работы отбойных
канатов существенно отличаются от проводни-
ковых, что и находит отражение в требованиях
к ним н в схемах их размещения.
Отбойные канаты размещают между подъем-
ными сосудами. Каждая пара смежных сосудов
ограждается не менее чем двумя отбойными
канатами. Так как отбойные канаты в нормаль-
ном рабочем режиме не взаимодействуют с на-
правляющими устройствами сосуда, то они
могут иметь прядевую конструкцию
В качестве отбойных канатов в настоящее
время принимают пряденые канаты.
Применение отбойных канатов не обяза-
тельно, если сечение ствола позволиет разместить
Рнс. VI.66. Общий вид конструк-
ции направляющей втулки подъ-
емного сосуда для канатных про-
водников:
1 — фиксирующие винты; 2 —
разъемный корпус; 3 — смен-
ные разъемные вкладыши; 4 —
болты крепления
смежные сосуды на расстоянии, гарантирующем отсутствие их соударения.
Для придания проводниковым и отбойным канатам способности сопротив-
ляться боковым воздействиям со стороны сосуда они постоянно должны находиться
под значительным натяжением.
379
Наиболее надежным способом натяжения канатов, применяемым о настоящее
время, является жесткое закрепление верхних концов канатов на копре н прикреп-
ление к нижним концам натяжных грузов, размещаемых в зумпфе шахтного
ствола.
Закрепление канатов иа головке копра и к натяжным грузам осуществляется
с помощью рычажно-клиновых коушей типа КРП.
Для обеспечения устойчивого фиксированного положения подъемного сосуда
в загрузочных пунктах в стволе оборудуются вспомогательные жесткие провод,
ники.
Их расположение определяется видом подъемных сосудов (клетн и скипы)
и схемой размещения на ннх рабочих направляющих устройств.
§ 108. Вспомогательные проводники
жестких и эластичных армировок
В стволах с рабочими канатными проводниками вспомогательные провод-
ники устанавливаются на крайних коротких участках в местах фиксации подъем-
ных сосудов для погрузочно-разгрузочных операций.
В стволах с жесткими армировками вспомогательные проводники, как пра-
вило, устанавливаются в сочетании с лобовыми проводниками па клетевых подъ-
емах.
В первом случае подъемный сосуд во вспомогательные проводники входит
па малой скорости и стопорится для погрузочно-разгрузочных операций.
Во втором случае вспомогательные проводники, установленные в станке око-
лоствольного двора и в копре,выполняют функции, что н в первом случае, а уста-
навливаемые на промежуточных горизонтах, кроме фиксирования сосудов для
манипуляции с грузами, должны обеспечивать проход сосуда на максимальной
рабочей скорости, если остановка не требуется
В практике может встретиться различное сочетание видов и расположений
рабочих и вспомогательных проводников (рис. VI.57).
На рис. VI.58 приведена схема сквозного переходного устройства, сооружае-
мого на промежуточном горизонте ствола с жесткой армировкой. На конечных
О-?- -СО
Рис. VI.57. схемы расположения вспомогательных проводников различных видов и на»
правляющнх устройств на подъемных сосудах при лобовом раопОЛОЖСННЧ рабочих прОВОД’
в — рельсовых; б — коробчатых; » — деревянный
380
Рнс. VI.58. Схема устройства системы вспомогательных проводников на промежуточном
горизонте при армировке ствола с жесткими лобовыми проводниками:
а — заходные участки вспомогательных проводников; Ь — участки перекрытия провод-
ников вспомогательных н рабочих; с — заходные участки рабочих проводников; d — вы-
сота разрыва рабочих проводников
Рнс. VI.89, Конструкция вспомогательного башмак» 9 ограниченно податливым крепле-
нием;
1 - болт крепления; 3 - резиновый амортизатор; 5 - МСМСНТЫ КОНСТРУКЦИИ сосуда;
< — боковой упор; 9 — цельносварной башмак
381
участках ствола подобное устройство имеет соответственно только верхнюю или
ннжнюю часть сквозного переходного устройства.
Назначение, особенности устройства и эксплуатация вспомогательных про-
водников обусловливают ряд требований различного характера, предъявляемых
к ним.
Концы всех жестких проводников в переходном устройстве должны иметь
заходные уклоны (см. рис. VI 58).
Торцы и заходные уклоны концов деревянных проводников должны армиро-
ваться полосовой или листовой сталью. Крепежные детали стальной обшивки
должны предохраняться от возможного соприкосновения с рабочими поверхно-
стями движущихся вспомогательных направляющих устройств сосуда.
Длина участка перекрытия сосудом жестких рабочих и вспомогательных про-
водников с полным профилем не должна быть менее вертикального расстояния
между направляющими устройствами. Прн канатных рабочих проводниках в пере-
ходном устройстве сосуд также должен фиксироваться по всей высоте. Длина
вспомогательных проводников в этом случае должна составлять не менее двух
длин подъемного сосуда.
Свободная длина заходного участка проводника от его конца до места креп-
ления к расстрелу не должна превышать 1 м.
Взаимное рассогласование осей всех проводников друг относительно друга
в горизонтальной плоскости на участке перекрытия не должно превышать 5 мм.
Конструкция крепления вспомогательных проводников должна обеспечи-
вать возможность регулировочных смещений в горизонтальной плоскости отно-
сительно расстрелов в пределах ±20 мм н падежное их фиксирование после вы-
верки.
Переход сосуда нз рабочих проводников во вспомогательные, и наоборот, не
должен сопровождаться заметными толчками. Для этого вспомогательные баш-
маки снабжаются демпфирующими элементами (рнс. VI 59).
РАЗДЕЛ VII]
БУРОВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ
ГЛАВА 1
БУРЕНИЕ ВЗРЫВНЫХ СКВАЖИН
С помощью скважинных зарядов па подземных горнорудных предприятиях
страны отбивается более половины руды. Удельные затраты па бурение скважин
по крепким рудам составляют почти четверть от общих затрат по системам
(табл. VII. I).
От параметров буровзрывных работ во многом зависят выход негабарита и
устойчивость днищ, производительность труда рабочего на выпуске руды и в це-
лом по системе.
§ 109. Вращательный способ
Из вращательных способов бурения наибольшее распространение получил
шарошечный.
Шарошечный способ применяется прн разработке крепких руд. Для бурения
скважин диаметром 145 мм в настоящее время применяется станок БШ-145
(табл. VII.2)
Техническая характеристика станка БШ-145
Глубина бурения, м. . . . 50
Диаметр долота, мм ... 145
Частота вращения бурово-
го става, мин"1 ........... 200
Диаметр буровых штанг, мм 89
Длина штанги, мм .... 820
Рабочий ход подачи, мм. . 750
Усилие подачи, кН ... . 120
Мощность двигателя, кВт 20
Масса, кг:
штанги .................. 16,4
маслонасосной станции 430
наибольшего транспор-
табельного узла........ 230
станка без распорных ко-
лонок ................ H8C
общая ................ J774
Минимальное сечспие буро-
вой выработки, м .... 3.6Х3.5
Таблица VH.1
Распределение затрат (%) для отдельных систем при подземной
разработке крепких руд
Система разработки Виды затрат
И iis о§| § У xS. ц 1! h СО а 8
Этажное принудительное обрушение 18,8 24,6 20,7 5,2 30,7 100
Подэтажное обрушение с выпуском через воронки 21,3 24,3 23,9 6,4 24,1 100
С доставкой руды силой взрыва 22,9 16,0 28,9 7,7 24,5 100
Этажно-камерная с закладкой вырабо- танного пространства 19,2 25,3 24,8 6,8 23,9 100
383
Таблица V! I 2
Технико-экономические показатели бурения шарошечных скважин
станками БШ-145 на отдельных рудниках
Показатели Им. 40-ле- тия ВЛКСМ Им. XXII съезда КПСС <Молибден>
Диаметр долота, мм 145 145 145 190
Годовой объем бурения, м 31 874 32 753 6130
Выход горной массы с 1 м сква- жины, т 14,7 18,0 20,1 25,9
Стойкость долота, м Сменная производительность бурения, м: 24 26,9 16 36
станка 17,7 18,6 13 13,5
труда рабочею 8,46 9,8 13 13,5
Средний коэффициент исполь- зования в смене, % 80,4 85,6 83,3 83,3
Себестоимость бурения 1 м сква- жины, руб. 6,63 5,66 9,6 10,0
Удельный вес способа по обу- ренной массе, % 34,9 42,1 4,5
Удельный вес применения шарошечных скважин иа подземных рудниках
значительно снизился. Эго объясняется большими габаритами и массой буровых
станков, низкой их маневренностью.
Увеличение производительности этого типа оборудования возможно за счет
повышения осевого усилия иа забой скважины, частоты вращения бурового става
и применения высокопрочных легированных сталей. Освоение высокооборотного
режима бурения ограничивается резким снижением стойкости долот и значитель-
ной вибрацией оборудования.
Уменьшение диаметра долота до 100—55 мм приводит к снижению эффектив-
ности буровых работ.
Алмазный способ бурения скважин испытывался на рудниках «Молибден»
Тыриыаузского комбината, Алтын-Топканском, Березовском и показал обнаде-
живающие результаты.
Применение способа перспективно в условиях разработки крепких руд.
Техническая скорость бурения алмазными коронками возрастает с увеличе-
нием осевого усилия и частоты вращения шпинделя.
Распространение алмазного способа бурения иа очистной выемке крепких
трещиноватых руд будет зависеть от организации выпуска дешевых и высоко-
качественных алмазных коронок и высокопроизводительных станков.
§ 110. Пневмоударный способ
Благодаря небольшим габаритам и массе станков (табл. VI 1.3) бурение сква-
жин погружными пневмоударниками (табл. VII.4) получило широкое распростра-
нение (табл. VII.5).
Разница в производительности труда бурильщиков иа различных предприя-
тиях объясняется в основном абразивностью, крепостью и плотностью руд.
На работу пневмоударника наиболее существенно влияют давление сжатого
воздуха и площадь поршня.
При переходе с одного диаметра скважин на другой (d) скорость бурения
тем же пневмоударником
где ит1 — известная скорость бурения; п = 1,5—2 — показатель степени, харак-
теризующий изменение скорости.
384
Г а б л и ц а \ 11 3
13 П/р D. А.
Техническая характеристика отечественных станков пиевмоудариою бурения
Показатели БМК-4 НКР-Ю0М лпс-з.ч БП-160 БМН-5А УК-1
Диаметр долота, мм 105 105 105—155 105—155 105 55; 75
Глубина бурения, м 35 50 35 50 50 20
Тип пневмоударника М-1900УК П-1-75; М-48 М-32; М-48 П-125; М-32; М-48 П-125; М-1900УК П-55; П-75
Расход сжатого воздуха прн дав- лении 0,5 МПа, м3/мии 6 6-7 10—11 5 6 6
Расход воды, Л'мнн 8—10 6-8 6-8 6-8 10—12 8
Привод вращателя Электрический Электрический или пневма- тический Пневматический Электрический Пневмати- ческий
Мощность, кВт 2,8 2,8; 5,1 2,9 7,8 1.7 1.7
Частота вращения шпиндели, мин’1 41 76 30—40 10-80 76 30
Шаг подачи буровою инстру- мента, мм 1000 1300 1120 2100 1300 850
Максимальное усилие подачи, кН Габариты станка, мм: 7,5 6,0 6,6 20,0 7.8 3.5
длина 2500 1500 2420 2100 1800 2000
ширина 400 645 270 1000 960 230
высота 625 665 475 1050 650 260
Масса станка, кг 340 365 496 900 260 188
Техническая характеристика отечественных и зарубежных пневмоударников
Страна ТнпЗпиевмоударвнка Диаметр, мм Толщина
жнны пневмо* ударника, наруж- поршия
СССР П-55 55 48 32 8
П-75 75 64 45 9,5
М-1900УК 105 92 62 15
П-1-75 105 92 75 8.5
М-48 105 92 74 9
П-125 125 110 76 17
ПК-2-150 155 134 98 18
М-32 155 140 100 20
М-60 205 170 140 15
2-БП-300 (двухкамерный) 80 60 40 10
США ДНА-275 127 108 70 19
ДН В-325 165 130 82 24
ДНА-400 191 152 102 25
ДМ-3 165 129 82 23
Австрия Н-75 85 75 53 И
Таблица VII.4-
пневмо- ударника с доло- Ход поршня* Масса, кг Энергия удара. Дж
поршня пневмо- ударника
260 50 0,28 2,7 15
273 50 0,65 4,3 30
446 75 1,7 11,7 78
53 55 , 3,2 17,4 65
540 70 2,9 16,1 100
657 90 4,2 27 120
456 68 4,1 25 164
595 65 5,2 40 140
1820 90 24,5 155 360
486 40 - 11 40
1370 127 < 5,9 59 170
1340 127 9,7 85,4 250
1540 127 15,6 138 350
1190 168 10 — —
— 100 — — -
Таблица VII 5
£3 Технико-экономические показатели бурения взрывных скважин пневмоударниками по рудникам
Показатели ЛенниогорскиА Ии. 40-летвя ВЛКСМ Им. XXII съезда КПСС Эыряноа- «Молнбденэ Алмалык- ское РУ ляриый»
Тип станка , ЛПС-ЗМ лпс-зм ЛПС-ЗМ ЛПС-ЗМ лпс-зм лпсн-зм НКР-Ю0М НКР-100М БМН
Тип’пневмоударника М-32 М-48 М-32 М-48 П-125 М-48 М-48 М-48 МП-3
Коэффициент крепос- ти пород 12—13 12—13 13-15 13—15 13-14 13—14 16—17 14-16 12-14
Диаметр скважины, мм 155 105 155 105 125 105 105 105 105
Выход юркой массы с, 1 м скважины, т Сменная производи- тельность бурения, W 10,2 9,5 13,1 10,2 13,7 8-,8 12,3 14,7 10,8
станка 7,9 7,4 6,8 6,5 9,5 6,9 8 9,5 11,6
бурильщика Стойкость, м: 11,9 10,6 10,7 9,8 9,5 8,4 10,1 11,0 23,3
долота 19,2 11,2 13,7 11,6 14,0 8,5 11 22,8 30
пнеимоударинка 554 256 278 228 358 333 240 366 170
Себестоимость буре- ния 1 м скважины, руб. 6,1 5,0 5,3 4,9 5,1 4,5 5,0 8,9 2,6
Удельный вес спосо- ба по обуренной мас- се, % 74,3 72 85,7 78,5 66,7 69,4 87,8
Удельная энергия удара, отнесенная к
1 см2 разрушаемой площади и 1 см долота,
с уменьшением диаметра скважины со 150 до
50 мм снижается соответственно (рис. VII. 1),
что ухудшает технико-экономические пока-
затели пневмоударного бурения.
Создание эффективных пневмоударников
малого диаметра (50—60 мм) технически
сложно, увеличение диаметра пневмоудар-
ников свыше 150 мм для подземных рудни-
ков нерационально из-за ограничений в раз-
мерах кондиционного куска (400—500 мм),
увеличения массы и габаритов буровых
станков
§ III. Ударно-вращательный способ
К ударно-вращательному способу можно
отнести ударно-поворотный, при котором вра-
щение (поворот) бурового инструмента обе-
спечивается конструкцией перфоратора.
Средняя глубина скважин прн перфоратор-
ном (ударно-поворотном) бурении на раз-
личных рудниках колеблется в пределах
9—18 м (табл. VH.6).
На буровых стайках устанавливают более
мощные перфораторы (табл VII 7, VII.8,
VII.9).
Увеличение производительности труда
бурильщика при ударно-поворотиом способе
бурения взрывных скважин возможно за счет повышения технической ско-
рости бурения, механизации вспомогательных операций по перестановке
Технико-экономические показатели бурения скважнн перфораторами по рудникам
Показатели il 4 £ i й н i h б и
Тип перфоратора ПТ-36 КС-50 КС-50 КС-50 КС-50 КС-50 КС-50
диаметр, мм средняя стойкость, м 76 65 65 56 76 56 60
15 75. 42 100 8 78 18
стойкость на одну заточ- ку, м Коэффициент крепости руд 2,5 22 16 25 3 14 6
12-14 12—14 8 12 12 12 7
Средняя глубина скважнн, 10 10 16 18 14 9 10
Выход руды с I м сква- жины, т Сменная производительность труда бурильщика: 6 5,1 5,5 4,1 4,0 4,7 4,5
м 10,7 35,16 20,7 49,2 9,6 16,7 15
т 64,2 179 114 200 38,4 78,5 67,5
Объем бурения в год, тыс. м' Себестоимость бурения, руб.: 10 146,6 108 93,5 5,5 100 36,8
1 м скважины 2,42 1,70 1,56 1,05 2,10 2,40 2,52
1 т массива руды 388 0,4 0,33 0,29 0,26 0,52 0,51 0,56
Таблица VI 1.7
Техническая характеристика перфораторов, устанавливаемых на буровых станках
Параметры Лип бурового станка
УКВ-1 «Удар-2» КБУ-60 КБУ-60
Перфоратор ПК-5 ПТ-36 ПК-50 ПК-60 । ПК-75
Вращение бурового инструмента Перфоратором Независимое вращение бура
Масса бурильной ма- шины, кг 42 39 56 60 75
Энергия удара, Дж 90 80 90 92 150
Частота ударов, мин-1 2600 2800 2800 2800 2600
Крутящий момент, Н-м 35 21 180 180 250
Максимальное усилие подачи, кН 3,0 2.0 6,0 6,0 8,0
Ход бурового инстру- мента, мм 1200 1370 1237 1237 1237
Длина штанги, мм 900 900 1000 1200 1200
Диаметр скважины, мм 40-60 40-60 1 40-65 40-65 65-85
Расход сжатого воз- духа, ма/мин 5,0 4,2 9.0 9,0 н.о .
Масса бурового стан- ка, кг ‘ 290 161 336 430 605
11роизводнтел ьиость труда бурильщика:
м/смену 22,6 31 44 42 39
т/смену 115,2 157,8 223,5 237,4 273,2
Себестоимость буре- ния, руб.-
1 м скважины 2,12 1,96 1,08 2,27 2,64
1 т массива руды 0,39 0,38 0,21 0,40 0,38
Завод-изготовитель < Комму- нист», Кривой рог Восток- машзавод Усть- Камено- горск «Коммунист», Кривой Рог
389
Техническая характеристика перфораторов зарубежного производства
В ВС-120 ВВЕ-56 CF-99 DR-126A 775D 35D
Параметры Швеция США Япония
Масса, кг 69 155 80 62 108 55
Длина, мм 780 875 830 750 965 785
Диаметр поршня, мм 120 120 101 101 114 95
Ход поршня, мм 65 65 75 70 90 95
Частота ударов, мин"1 2200 2200 1784 1530 1450 1550
Расход воздуха, 8,2 П.4 4,9 4 4 8,0 4,2
м*/мии
Таблица VH.8
SL-160 E-300 E-400 L-400 | I.-500
||| Финляндия
71 80 79 79 84
750 820 710 755 755
101 125 125 125 125
87 31 40 40 50
1520 2900 3400 3400 2610
5,6 6,9 7,9 10,9 10,5
Т а б л и ц а VII 9
Техническая характеристика станков ударно-вращательного действия зарубежною производства
Параметры «Снмба-312» «Снмба-22» «Снмба-24» «Твинрниг» («Тамрок») «Фен-Дрнлл> («Гарднер Денвер») «Фен-Ринг- Дрнлл» («Ингерсолл Ренд»)
Число буровых машин 2 2 2 2 2 2
Тип буровых машин Сор 130 В ВВС-100 ВВС-120 [L 500 ДН-123 ИВД-475
Диаметр скважин, мм 48-64 48-64 48-64 50-64 54 48
Глубина бурения, м 25-30 10-15 30 20 25 45
Направление бурения Полный веер Полный веер Полный веер Полный веер Верхний пап у веер Полный веер
Ход подачи, мм Габариты, мм. 1830 1830 1200—1830 1830 1800—2100 18OO-2IC0
длина 6000 3960 3960 3700 2900 2970
ширина 2300 1500 1520 2200 2310 2050
высота 2100 3500 2410 2300 1610 1860
Масса, кг 9900 3500 3170 6100 6800 6818 .
Сменная производитель- ность, м .Минимальный размер буро- вой выработки, м: 120-150 80—100 80—100 80—100 100-120 100-120
ширина 4,5 5 5 4,3 4,3 4
высота ° 3,5 3,5 3,2 3.2 3
оборудования и замене буровых штанг и коронок, увеличения стойкости коро-
нок, длины буровых штанг, сокращения числа их соединений в буровом снаряде.
Техническая скорость бурения повышается с увеличением давления сжатого
воздуха и уменьшением диаметра коронки.
§ 112. Вращательно-ударный способ
На основе бурильных головок (табл. VII 10) для различных горно-геологи-
ческих условий созданы буровые станки (табл VII 11)
Усилие подачи при вращательно-ударном бурении достигает 20 кН, рацио-
нальная частота ударов на один оборот — 10—50, ориентировочная скорость бу-
рения при рациональных параметрах иг = 100-(20 — /), мм/мин; усредненный
крутящий момент /И — 500 — 25/, Н-м; объемная работа разрушения Лоб =
= 50 (/—6), П-м.'см*, суммарная мощность приводов составляет 20—25 кВт.
Зависимость рациональной частоты ударов луд от энергии удара Ду и коэффи-
циент крепости пород может быть выражена эмпирической формулой
луд = 200°-r30 10VMJ.
Вращательно-ударный способ целесообразно применять при / — 6—12 и при
глубине скважин до 25 м.
Таблица VII.10
Техническая характеристика бурильных головок
Показатели БГУ-70 БГА-1 II00-IM МБПГ-1
Давлений сжатого воз- духа, МПа 0,5—0,6 0,5-0,6 0,4—0,5 0,5-0,6
Расход сжатого воздуха, mVmhii 8,5 10 3,5—4,0 6-8
Энергия единичного уда- ра, Н-м 150 70 35-40 140
Частота ударов, мин-’ Частота вращения буро- 2300 2500 3200-3500 3000
вого сгава, мин-1 30-100 100-130 130—150 150
Длина, мм 815 1080 990 950
Масса, кг 86 140 105 ПО
Табл н ца VII 11
Показатели БУ 70 СБУ-70 2СБУ-70 БСМ-1 У
Тип бурильной головки БГУ-70 БГУ-70 БГУ-70 БГС-1
Максимальное усилие по- дачи, кН Ход подачи, мм 7 7 7 15
1000 1000 2000 1300
Длина штанги, мм 800 800 1800 1200
Диаметр коронки, мм 60-70 60-70 60-70 50—60
Глубина бурения, м Основные размеры, мм- 50 50 50 25
длина 1900 3200 4000 2175
ширина 1200 1180 2000 1800
высота 920 2450 3335 2465
Масса бурового станка. 720 3112 6285 600
кг
392
Автоматизация спуско-подъемных операций позволяет обслуживав одному
горнорабочему две бурильные машины и бурить в породах с коэффициентом
крепости f.— 10— 12 до 50 — 60 м скважин.
§ 113. Гидравлические бурильные машины
Разработка и внедрение гидравлических бурильных машин (табл VII 12,
VII. 13) — характерная тенденция в развитии буровой техники в СССР и за ру-
бежом.
К достоинствам гидравлических бурильных машин относят
высокую по отношению к пневматическим машинам скорость бурения;
низкий уровень шума;
низкую плотность масляного аэрозоля в забое;
удобство в управлении;
более низкую себестоимость бурения скважин.
Карагандинский политехнический институт разработал гидравлические пер-
фораторы (рис. VII.2, табл. VII.13), имеющие независимый гндровращатсль н
устройства для регулирования вращения и частоты ударов.
Таблица VII 12
Техническая характеристика отечественных гидравлических машин
ударно-вращательного действия
Показатели БКГ-2 БМГ-1 БМГ-2
Максимальная частота >да- ров, мин-* Энергия удара, Дж Максимальная частота вра- щения бура, мни-1 3000 5000 3200
70 100 160
250—480 250 160
.Максимальный крутящий момент, Н-м 250 360 360
Давление жидкости в гид- росистеме ударника, МПа Размеры, мм 8,0 10,0 10,0
длинах шнониаХ высота 900X480X310 1270X420X230 1360 X 420 X 230
Масса, кг 200 140 145
Установленная мощность, кВт 19,85 29,41 29,41
Изготовитель Кузнецкий машиностроительный завод
Рис. VII.2. Гидравлический перфоратор ГП-3:
> — корпус, 2 — гндровращатсль
393
Таблица VII.13
Техническая характеристика гидроперфораторов типа ГП
Показатели ГП-1 ГП-2 ГП-3
Энергия удара, Дж Частота ударов, мин-1 Крутящий момент, Н-м Частота вращения, мнн”1 Давление рабочей жидкости, МПа Расход рабочей жидкости, л/мин: ударником вращателем ДлинаХвысота, мм Усилие подачи, кН Масса, кг Изготовитель 50-100 5000 200 200 12,0 70 50 900Х 125 6,0 Кузнецкий м<' 100—160 4000 220 200 12,0 70 50 900Х 125 6,0 Не более 150 । ши построите; 160—250 3000 300 150 10,0 100 40 900Х 125 15,0 1ьиый завод
ГЛАВА 2
ВЗРЫВЧАТЫЕ ВЕЩЕСТВА И СРЕДСТВА МЕХАНИЗАЦИИ
ВЗРЫВНЫХ РАБОТ
§ 114. Взрывчатые вещества для подземных работ
в шахтах, не опасных по газу и пыли
Гранулированные взрывчатые вещества простейшего состава. В отечествен-
ной практике применяется игданит, изготовляемый непосредственно на пред-
приятиях-потребителях.
Характер и результаты взрывчатого превращения игдаинта (табл. VII. 14)
определяются величиной контактирующей поверхности, качеством контакта
жидкого компонента с аммиачной селитрой, вязкостью'жидкого компонента и рав-
номерностью смешения компонентов.
Кинематическая вязкость жидкого компонента при +20 °C находится в пре-
делах 180—800 м2/с.
Температуры вспышки и застывания различных марок жидкого компо-
нента, °C:
ДА ДЗ ДЛ ДС Л 3
вспышка............................. 35 50 60 90 60 65
застывание..........................—60 —45 —10 —15 —10 —35
Воспламенение взвешенного в воздухе жидкого компонента возможно только
при концентрации насыщения.
Согласно «Санитарным нормам проектирования промышленных предприятий»
(Н-101-54) опасная по токсичности минимальная концентрация жидкого компо-
нента в воздухе составляет 0,3 г/м3.
Как при положительном (недостаток горючего), так и при отрицательном
(избыток горючего) кислородном балансе энергия взрыва игдаинта снижается,
а суммарное количество ядовитых газов в пересчете па условную окись углерода
увеличивается. При снижении содержания горючей добавки повышается чувстви-
тельность игдапита к инициированию (от патрона-боевика, детонатора и т. п.).
В соответствии с ГОСТ 2—65 (действует до 1.1.82 г.) влажность аммиачной
селитры не должна превышать 1 %. Поэтому поставка аммиачной селитры горным
394
Таблица VII.14
Игданит Механизи- рованный 1,1—1,2 0,8 — 95—110 2/66
Гранулит М в 1.1-1,2 0.8 Бумаж- 123 95/72
Гранулит С-2 Ручной 1.0-1,1 0,8 ные с полиэти- 117 72/70
Гранулит АС Механизи- рованный 1.1-1,2 0,85 леновым вклады- шем 155 72/70
Гранулит АС-8 » 1.1-1.2 0,85 193 13/66
Гранулит АС-4В » 1,1 —1,2 1,0 160 186/76
Гранулит АС-8В » 1.1 —1.2 1.1 200 186/76
Граммовая Л-8 Ручной 1,0 1,1 225 93/71
Граммоиит 79/21-В » 1,0—1,1 1.0 162 13/66
Акванит ЗЛ Механизи- рованный 1,45-1,5 0,75 390 83/70
П а т р о ннрованные 1 ВВ
Аммонит № 6 ЖВ Ручной 0,85 1,0 Бумаж- 240 5/57
Дииафталит » 0,85 0,9 ные мешки, гофро- 285 5/57
Аммонал скальный 0,8 1,2 245 5/57
№ 3 Аммонит скальный № 1: натренированный 0,8 1,2 картон- ные ящики 660 5/57
прессованный > 1,15 1,35 860 5/57
Детонит 10-Л » 0.8 и 450 13/61
Детопит № 1 * 0,8 1.1 500 35/68
• Для расчетов расхода ВВ прн аналогичной качестве дробления горных пород.
395
предприятиям, применяющим игданит, должна производиться в прочной водоне-
проницаемой таре.
Скорость детонации нг-дапнта возрастает с уменьшением среднего диаметра
гранул аммиачной селитры. По данным ИГД нм Л. А Скочипского, величина кри-
тического диаметра игдаинта обратно пропорциональна удельной поверхности
аммиачной селитры (см®/г), которая определяется ее дисперсностью и пористостью.
Существует критическая плотность заряжания игдаинта, выше которой не
обеспечивается полнота детонации заряда.
Температура плавления аммначнои селитры 169,5 °C. Прн более высокой тем-
пературе она разлагается на воду и азот. Частые переходы аммиачной селитры
через температурную точку -|-32,3 °C вызывают изменения ее кристаллической мо-
дификации, разрушение гранул и спекание. Температура аммиачной селитры при
загрузке, транспортировании и храпении не должна превышать 70 °C.
Игданит практически не чувствителен к механическим воздействиям.
Игданит допущен к постоянному применению на подземных и открытых гор-
ных работах с механизированным заряжанием шпуров п скважин журнальным
постановлением № 2/66 Госгортехнадзора СССР.
Гранулированные неводоустойчивые взрывчатые вещества заводского изго-
товления.
Гранулиты АС-8 и АС-4— гранулированные металлизованные ВВ серебристо-
серого цвета, пневмо транспортабельны, в полиэтиленовой упаковке не слежи-
ваются. Для устранения пыления и электризации, повышения плотности заряжа-
ния и уменьшения потерь пудры необходимо прн заряжании впрыскивать в гра-
нулит 2—3 % воды.
В качестве промежуточного детонатора для шнуровых и скважинных заря-
дов рекомендуются патроны мощных ВВ соответствующего диаметра.
Гранулиты АС-8 и АС-4 допущены к постоянному применению с ручным и ме-
ханизированным заряжанием на подземных и открытых работах журнальными
постановлениями № 13/66 и 72/70. По правилам обращения приравнены к аммо-
нитам.
Гарантийный срок храпения в полиэтиленовых мешках — 12 мес.
Гранулит С-2 — гранулированное ВВ средней мощности, изготовляемое па
непористой селитре. Для предупреждения частичного вытекании масла гранулы
селитры с поверхности опудрепы древесной мукой. Это обеспечивает стабильность
его состава и неслеживаемость при хранении. Для пневматического заряжания
не рекомендуется из-за возможности отслаивания и уноса из заряда древесной
муки.
Рекомендуется для взрывания в камерах и скважинах диаметром более 100 мм
при добыче строительных материалов и других некрепких пород Масса промежу-
точного детонатора из аммонита № 6 ЖВ для инициирования заряда ВВ должна
быть определенной величины.
Гарантийный срок хранения в полиэтиленовых мешках — 12 мес.
Допущен к применению на подземных и открытых работах журнальным по-
становлением № 72/70.
Гранулит М — простейшее гранулированное ВВ средней мощности завод-
ского производства. При пневмозаряжании не пылит, не пачкает и не выделяет
вредных веществ.
К удару и трепню малочувствителен, из выпускаемых гранулированных ВВ
наиболее безопасен в обращении.
Устойчиво детонирует в шпуровых зарядах и скважинах.
В мягких грунтах и слабых породах диаметр заряда должен быть увели-
ченным ио отношению к диаметру заряда в крепких породах.
Гарантийный срок хранения в полиэтиленовых мешках — 12 мес
Допущен к постоянному применению на открытых н подземных рабтах с руч-
ным н механизированным заряжанием журнальным постановлением № 95/72.
Гранулированные водоустойчивые взрывчатые вещества*
Граммонал А-8 — исслеживающееся сыпучее ВВ серо-стального цвета,
наиболее мощное из допущенных к применению на подземных работах.
Им можно заряжать россыпью шпуры в крепких и весьма крепких
породах.
396
В сильно увлажненном состоянии (10—12 %) заряд граммонала надежно де-
тонирует от промежуточного детонатора — стандартного водоустойчивого ВВ,
а п сухом от СВ.
В связи с высоким пылением и электризацией для пневматического заряже-
ния не рекомендуется.
Допущен к постоянному применению па открытых н подземных работах жур-
нальным постановлением № 93/71.
Граммонит 79/21Б — гранулированный, хорошо сыпучий н однородный
продукт светло-желтого цвета, гранулы селитры которого пропитаны н частично
покрыты расплавленным тротилом. С поверхности слегка ожнрены минеральным
маслом
Чувствителен к КД и ДШ, от стандартного патрона ВВ надежно дето-
нирует в сильно увлажненном состоянии.
В связи с высоким пылением и электризацией для пневматического заряжа-
ния нс рекомендуется.
По условиям обращения приравнен к аммонитам. Гарантийный срок хране-
ния в полиэтиленовых мешках — 12 мес.
Гранулиты АС-4В и ЛС-8В — однородные по внешнему виду, сыпучие, ма-
лопылящие ВВ серсбрпсто-серого цвета. Гранулиты определенное время
могут находиться в обводненных непроточной водой горизонтальных и на-
клонных вниз шпурах (скважинах), малочувствительны к механическим воз-
действиям,, более безопасны при механизированном применении (растаривапин,
заряжании) по сравнению с граммоннтом и граммоналом.
В процессе пневмозаряжания гранулитов наряду с соблюдением об-
щих правил безопасности и защиты от статического электричества рекомен-
дуется впрыскивать в их состав 2—3 % воды, применять зарядчики с пылеуло-
вшелями
Гарантийный срок хранения в полиэтиленовых мешках — 12 мес.
Допущены к постоянному применению на открытых и подземных работах
с^ ручным и механизированным заряжанием журнальным постановлением
Мощные водоустойчивые взрывчатые вещества. Скальный аммонит
Л* 1 способен устойчиво детонировать при высокой плотности в патронах
Не теряет способности детонировать с высокой скоростью и в намокшем состоя-
нии. Отличается повышенной чувствительностью к механическим воздействиям
и огню. Выпускается в прессованных и насыпных патронах.
Аммонал скальный № 3— однородный порошок серо-стального цвета. В длин-
ных шпуровых зарядах детонирует надежнее, чем прессованный скальный аммо-
нит Применение его в непатронированиом состоянии н с .механизированным заря-
жанием патронами нс разрешается, патроны заряжают только вручную.
Аммонал — однородный мелкий порошок серо-стального цвета. Малосыпуч,
водоустойчив, стабилен при хранении К механизированному заряжанию пе раз-
решен. Выпускается только в патронированием виде.
Допущен к постоянному применению па открытых и подземных работах жур-
нальным постановлением № 5/57.
Порошкообразные взрывчатые вещества средней мощности. Аммонит № 6
ЖВ — простейшее по составу и технологии ВВ На подземных работах приме-
няется в натренированном виде. Разрешен к заряжанию только ручным способом.
Гарантийный срок хранения в полиэтиленовой упаковке — 12 мес
Динафталит — наполовину зернсный, малопылящий, сыпучий порошок
желто-пссочпого цвета
Ввиду гидрофобизации и-зернения не слеживается Выпускается в патронах
применяется в ограниченных количествах.
Порошкообразные нитроэфнреодержащне водоустойчивые взрывчатые ве-
щества высокой мощности. Детониты 10А и М — малопылящие, жирные на
ощупь, порошкообразные ВВ серо-стального цвета. Изготовляются на трудно-
замерзающей смеси питроэфиров, поэтому допущены к применению во всех клима-
тических районах страны.
Выпускаются только в патронированием виде, отличаются высокой детона-
ционной способностью, водоустойчивы.
397
В зимнее время детоннты перед использованием необходимо выдержать на
подземном складе для отогревания до температуры окружающей среды.
Детоннты имеют повышенную чувствительность к механическим и тепловым
воздействиям.
При работе с детопнтами надо избегать их соприкосновения с открытым телом
и вдыхания пыли, так как жидкие иитрозфнры, попадая через кожу и органы ды-
хания в кровь людей, вызывают сильные головные боли н тошноту.
Гарантийный срок хранения в полиэтиленовой оболочке — 14 мес.
Детоннты 10А и М допущены к постоянному применению на подземных руд-
никах с ручным заряжанием патронов журнальными постановлениями № 313/61
и 35/68.
§ 115. Приготовление игданита
Изготовление игданита разрешается как в стационарных пунктах с механизи-
рованным смешением компонентов, так и на месте заряжания в передвижных сме-
сительных устройствах, допущенных к применению Госгортехнадзором СССР.
На месте приготовления игданита недопустимо нахождение средств взрыва-
ния и производство каких-либо работ. Равномерность смешения компонентов
(готовность игданита) определяют визуально.
Марку жидкого компонента выбирают в зависимости от температуры воз-
духа на месте изготовлении и применения игданита.
Пункты централизованного изготовления игданита должны иметь специально
оборудованные площадки и склады для приемки, хранения н .подготовки аммиач-
ной селитры.
В настоящее время аммиачную селитру доставляют на горные предприятия,
как правило, в крафтмешках с полиэтиленовым вкладышем нлн без него. Мешки
предохраняют аммиачную селитру от загрязнения посторонними примесями и
увлажнения.
Наиболее перспективными являются бестарные операции с аммиачной селит-
рой, повышающие условия безопасности и облегчающие комплексную механиза-
цию взрывных работ. В этом случае необходимо тщательно следить за недопуще-
нием загрязнения селитры.
При контейнерной доставке н хранении аммиачной .селитры целесообразно
применять мягкие резино-кордовые контейнеры.
Аммиачную селитру, относящуюся к ВВ II группы, можно хранить иа базис-
ном нлн раздаточном складе ВВ, нлн в складских зданиях, расположенных на
территории склада ВВ и вне территории склада ВМ, например, иа территории
стационарного пункта приготовления игданита.
Разрешается совместное хранение в одном хранилище растаренной и затарен-
ной в полиэтиленовую упаковку аммиачной селитры.
При бестарных операциях с аммиачной селитрой ее можно располагать на-
сыпью в штабелях высотой не выше Зм, при этом расстояние от поверхности
бурта до несущих балок или ферм должно быть не менее 1,5 м.
Аммиачную селитру можно хранить насыпью в герметичных бункерах с уст-
ройством для механической или пневматической загрузки. При этом во всех слу-
чаях ее влажность не должна превышать 1 %.
Допускается растаривание аммиачной селитры в процессе разгрузки из ваго-
нов или автомашин с одновременной загрузкой в места хранения нлн в смеситель-
но-зарядные машины.
Жидкий компонент перевозят и хранят на поверхности в порядке, установлен-
ном для перевозки горючих и смазочных материалов
В подземных условиях дизельное топливо хранят в закрывающихся метал-
лических сосудах (бидонах, ящиках и т п ) в Количестве, не превышающем суточ-
ной потребности.
В подземном пункте допускается изготовление за один прием до 200 кг игда-
ннта.
Пункт (камера) должен состоять из трех отделений, разделенных между собой
перегородкой из несгораемого материала толщиной 25 см- для хранения аммиач-
ной селитры, необходимого запаса жидкий компонент и смешения компонентов.
398
-11500-
рис. VII.3. Вариант хранилища аммиачной селитры
Рис. VII.4. Башенный склад аммиачной селитры:
/ — башня (хранилище); 2 — емкость; 3 — бре-
зентовый рукав; 4 — аэробуикср; £; — камерные
насосы: 6 — перегрузочный бункер; 7' — аэроже-
лоб; в — пяевморазгружатель; 9 — бункер-оса-
дитель; 10 — воздухопровод; 11 — транспортный
трубопровод
Пункт располагается на расстоянии не менее 10 м от основных выработок
с обособленной системой проветривания от общешахтной струн.
Игданит изготовляют, как правило, пневматическим или механическим спосо-
бами.
На складах ВМ и пунктах подготовки ВВ или их компонентов применяют
аккумуляторные электропогрузчики ЭПВ-1 или К.ВЗ-1,5.
Проект действующего хранилища с применением электропогрузчиков
(рис. VII 3) для механизации погрузочно-разгрузочных н транспортных работ
разработан Свердловским И ГД
Министерства черной металлур-
гии СССР. Согласно проекту
пакеты аммиачной селитры
или ВВ формируются па под-
донах. В каждом поддоне пакет
состоит из шести рядов по три
мешка в ряду. Хранилище
имеет два рабочих тамбура.
Вдоль всего хранилища оставлен
проход шириной 3,5 м.
Для бестарного хранения
можно использовать герметизи-
рованные бункера нлн башни.
Башенные хранилища целе-
сообразно загружать или раз-
гружать пиевмоспособом.
Вопрос бестарных операций
с аммиачной селитрой может
быть решен только прн условии
ее поставки с завода-изготови-
теля в специальных ^цистернах
нлн емкостях, оборудованных
устройствами для пневмопо-
грузки.
С целью предупреждения
слеживания аммиачной селитры
вбашне (рис. VII.4) необходим
периодический перепуск ее по
замкнутой системе с помощью
камерных насосов с аэрирова-
нием аммиачной селитры, что
позволяет транспортировать ее
с невысокой скоростью и боль-
шой концентрацией твердого
в потоке (аэролифтами или
пневмоподъемникамн).
399
Рис. VI 1.5. Ппевмоподъемннк периодического (а) н непрерывного действия (5)
Пневмоподъемники периодического и непрерывного действия (рис. VI 1.5) пред-
назначены для транспортирования сыпучих материалов ио вертикали Они пред-
ставляют собой аэрокамеру 1 с пористой перегородкой 2, через которую сжатый
воздух поступает на аэрирование материала. Взвешанная аэросмесь поступает
в транспортный трубопровод 3 н по нему транспортируется в бункер-хранилище 4.
В аэрокамеру пнепмоподъемиика периодического действия аммиачная селитра
нз бункера поступает самотеком через загрузочно-запорное устройство В ппевмо-
подъеминкс непрерывного действия подача аммиачной селитры в аэрокамеру вы-
полняется шпеком 5.
Для рыхления аммиачной селитры и приготовления нгдаинта применяют
устройства, предназначенные: только для рыхления аммиачной селитры; для рых-
ления аммиачной селитры н смешения ее с жидким компонентом; только для сме-
шения аммиачной селитры с жидким компонентом, для изготовления и заряжа-
ния игданита.
Начальной стадиен изготовления игданита является подготовка аммиачной
селитры, обеспечение ее сыпучести
ИГД нм. А А Скочипского создан трехсекционный механический рыхлитель
РМЛС (рис. VII 6), который состоит из приемной воронки /, разборного трехсек-
цнонного корпуса 2, конуса предварительного рыхления 3, трех гребенчатых
скребков 4, сит 5, разгрузочной течки 6 и электрического привода 7.
Корпус имеет разъем по месту установки ент и динща Приемная воронка
съемная
Конус предварительного рыхления и скребки монтируются на одном валу.
Для более эффективного рыхления аммиачной селитры конус и первое сито снаб-
жены штырями Последний (нижний) скребок 8 выполнен сплошным, он подает
разрыхленный материал в течку
Производительность установки 1000 кг/ч. Общая масса — около 300 кг.
Ишимский завод «Автозапчасть» серийно выпускает скребковую установку
ИСУ-4 производительностью 6000 кг'ч прн максимальном размере подрешетного
400
Рнс. VI1 б. трсхсскцнонный рыхлитель аммиач-
ной селитры
продукта 5 мм. Установка при-
меняется прн напольном бестар-
ном хранении аммиачной се-
литры
В установке УИ-1, приме-
няемой на Ачнсанском полиме-
таллическом комбинате, аммиач-
ную селитру рыхлят с помощью
вращающеюся конуса в прием-
ной поронке. Зазор между во-
ронкой и конусом регулируется
посредством небольшого переме-
щения воронки вдоль верти-
кальной оси Разрыхленный
материал через этот зазор само-
теком поступает в шнеко-смеси-
тельную камеру, куда через фор-
сунку впрыскивается жидкий
компонент в количестве, соответ-
ствующем порционной загрузке
аммиачной селитры (50 кг за
цикл). Аммиачную селитру
с жидким компонентом смеши-
вают с помощью шнека, пне-
вмопривод которого реверси-
руется. Приготовленный игда-
нпт выдается через загрузочный
патрубок в емкость
Пневматический вжектор-
ный смеситель ПСЭ конструк-
ции ИГДим А. Л. Скочипского
состоит: из бункера / (рис. VII.7)
с ситом 2, расширителя 3,
эжекторной головки 4, бачка 5
для жидкого компонента пускового крана 6 Отличительной особенностью сме-
сителя является точная дозировка компонентов и равномерное их смешение.
401
Расход сжатого воздуха иа эжекторную головку при производительности
смесителя от 0,3 до 1,8 кг/с составляет 5—8 м*/мин.
Самоходные установки для приготовления игдаинта и заряжания готовой
смесн состоят из отдельных емкостей смесительных устройств и приспособлений
для приготовления ВВ, регулирования производительности, температуры, по-
догрева и подачи ВВ.
§ 116. Схемы комплексной механизации взрывных работ
Для гранулированных и натренированных ВВ применяют контейнерную
(с применением поддонов), пневмотранспортную и комбинированную схемы ком-
плексной механизации взрывных работ.
Контейнерная схема (рис. VII.8) обеспечивает использование унифицирован-
ных герметичных контейнеров емкостью I т со сменным пневматическим или само-
Рис. VII.8.'Контейнерная схема механизации взрывных работ:
1 — вагон МПС; 2 — растариватель; 3— транспортный трубопровод; 8 — автомашина;
Рнс. VII. 10. Комбинирован-
ная схема механизации
взрывных работ:
а —выгрузка ВВ в силосы-
дозаторы; б — выгрузка ВВ
в резино-нордовые контей-
/ — компрессор ВК-11: 2 —
мешкн с ВВ; 3 — вагон МПС;
4 — растарнватсль; 5 — кон-
тейнер; 6 — автопогрузчик;
7 — автосамосвал «Универ-
сал»; в — бункер-дозатор;
9 — контейнерная площадка;
10 — скважина; 11 — под-
земный бункер; 12 — вагон-
контейнер; /3 — тензометри-
ческие весы: 14 — пневмо-
зарядчнк; 15 — эжекторный
перегружатель ВВ; 1в —
блоковый аарядчнк; 17 —
шпуры; 13 — взрывные сква-
жины
темным питателями ВВ. Загрузка их производится из железнодорожных вагонов
при помощи электропогрузчиков нлн вакуумного пневмотранспорта.
Контейнеры доставляются но стволу н откаточным выработкам до рабочих
блоков, где ВВ перегружают в зарядчики шнуров или после установки пневмо-
питателей транспортируют по шлангам и заряжают скважины.
В автомашинах, перевозящих контейнеры, предусмотрены гидрокраны для
механизации погрузочно-разгрузочных работ, а в хранилищах — автокары гру-
зоподъемностью 1 т.
Пневмотранспортная схема (рнс. VII.9) обеспечивает использование унифи-
цированных нпевмопитателсн, хранение ВВ па расходных складах рудников н
карьеров в герметичных типовых бункерах, заряжание шпуров и скважин с дистан-
ционным управлением.
Максимальное расстояние транспортирования ВВ без перегрузки принято
I км. При больших расстояниях через каждый километр устанавливают промежу-
точные перегрузчики с унифицированными автоматическими дозаторами, управ-
ляемыми дистанционно
Комбинированная схема (рнс. VII 10) обеспечивает использование наиболее
эффективных средств механизации йзрывных работ.
§ 117. Средства механизации
взрывных работ
Погрузочно-разгрузочные работы. Аккумуляторные погрузчики (табл. VI 1.15)
выпускаются во взрывобезопасном исполнении н удовлетворяют необходимым
требованиям правил эксплуатации н безопасности
При транспортировании погрузчиками, особенно на значительные
расстояния, целесообразно применять навесные приспособления с при-
жимными и сталкивающими устройствами н для укладки пакетов.
Таблица VII.15
Технзчгскзт хзрахтгрнстика этектроногрузчиков во взрывобезопасном исполнении
Показатели ЭПВ-104, ЭПВ-105 Э11В-1 (612) ЭПН-1 (614) МВШ-11 ЭП-103-1 я ЭП-106-18
Грузоподъемность, кг Габариты, мм. 750 1000 1000 1000
ширина 1000 1000 1140 960”
длина с вилами 2560 2970 2340 2500
строительная высота 1995 2100 1480 1580 1595 1995
Наименьший радиус по- 1,7 2,1 1.3 1,6
ворота (внешний), м Дорожный просвет, мм 90 100 75 90
Наибольшая скорость движения с грузом, км/ч 6.0 6,5 5,0 9.0
Масса, кг 2360 3100 ЗОЮ 2000 2300
Наибольшая высота подъ- 1,8 1,8 1.8 1,8
ема вилок, м База, м 1,0 1.1 1,0 1,0
404
Техническая характеристика навесных приспособлений
Грузоподъемность, кг.......................
Рабочая длина штырей, м ...................
Габариты, мм:
длина......................................
ширина ....................................
высота ....................................
Масса, кг..................................
МП-06 НП-54МА ПП-59
1300 1200 1050
1.0 0,97 -
1190 1000 900
1160 1000 1310
920 620 1470
274 370 300
Мешкосбрасыеающая установка МСУ-1 конструкции Казахского политех-
нического института им В. И Ленина (рис. VII. 11) состоит из виброплощалки /,
колебание которой передастся вибратором 2. Под воздействием направленных
колебании весь пакет мешков сдвигается к шторкам 3, попеременным опусканием
которых осуществляется поштучное сбрасывание мешков.
Частота колебаний площад-
Техническая характеристика МСУ-1
ки, мин-1................... 530
Амплитуда колебаний, мм 9
Угол вибрации, градус . . 30
Угол наклона площадки к
горизонту, градус .... 4
Время сбрасывания пакета
из 12 мешков, мни ... 3
Масса, кг............. 1000
Дештабелер ДМ-1 (рис VII 12). Основным рабочим органом установки яв-
ляется подъемная каретка 1 с толкателем 2, движения которых сблокированы и
управляются концевыми выключателями 3. Пако мешков устанавливается на
подъемную каретку деппабелера. После подъема пакета на высоту слоя мешков
последние толкателем перемещаются на приемную площадку, отбойная грань
которой выполнена под углом 70й к осн движения толкателя, что обеспечивает
поочередную выдачу мешков на ленту транспортера вдоль продольной ее осн.
Время подачи каждого мешка на транспортер определяется скоростью пере-
движения толкателя и углом среза площадки.
Для подъема контейнера н пакетов с ВВ применяют электрические тельферы.
Технический характеристика тельфера Т-Э3521
Грузоподъемность, кг 3000
Высота подъема, м 12
Скорость подъема,
м/.мнн.............. 8
Скорость передвиже-
ния, м/мнн.......... 20
Монорельсовый путь Двутавры № 24,
’ 30, 36
Канат..............3.5-Г-1-Р-100
ГОСТ 7675-73
Электродвигатель ме-
ханизма подъема . . АОС-51-4
Мощность электро-
двигателя, кВт . . . 4,5
Электродвигатель ме-
ханизма передвиже-
ния ................... АОЛ-22-4
Мощность электро-
двигателя, кВт ... 0,4
Минимальное расстоя-
ние-от монорельса до
крюка, м ........... 1,31
Поддоны предназначены для пакетных перевозок. Более эффективны двух-
гофровыс фанерные поддоны, разработанные Ленинградским ЦНИИ файеры.
Техническая характеристика поддонов
Тип поддона ................................
Масса, кг...................................
Поминальная грузоподъемность, кг............
Расход металла на один поддон, кг...........
Расход древесины на одни поддон, мя . . . .
Стоимость одного поддона, руб...............
2П-2 Профильный
(деревянный) (фанерный)
26-30 13-15
1000 1500
0,7 -
0,095 0,040
6,75 3,10
405
Рнс. V11.II. Мешкосбрасыааюшая установка МСУ-1
406
Таблица VII.16
Техническая характеристика резиио-кордовых контейнеров
Параметры MK-I-I.5 МК-3-1,5 МК-1-2.5 MK-I-3
Марка резино-кордового материала РК-2 (МК) РК-3 (МК) РК-3 (МК) РК-3 (МК)
Габариты, м 1.1Х 1,1Х Х1.25 1,1X1,IX X 1,25 1,1X1,IX Х2.08 1,1X1,IX Х2.5
Рабочий объем в загру- женном состоянии, м3 1.8 1,8 2,9 3,6
Масса порожнего кон- тейнера, кг 45 60 75 90
Грузоподъемность, т Размеры люка, м: 2 4 4 4
загрузочного 0,5X0,5 0,5X0,5 0,5X0,5 0,5X0,5
разгрузочного 0,3X0,3 0,3X0,3 0,3X0,3 0,3X0,3
Допустимая насыпная плотность транспорти- руемого продукта, т/м3 1,0 1,0-1,35 1,0-1,35 1,0
Резино-кордовые контейнеры представляют собой закрытые емкости квадрат-
ного сечения с разгрузочным и загрузочным люками (табл. VII.16).В сложенном
состоянии эти контейнеры занимают одну десятую часть своего объема.
Выгрузка контейнеров типа МК из полувагона и перегрузка их на контей-
нерную площадку осуществляются автопогрузчиком 4028 с безблочпой стрелой
или кранами на пневмоколесиом ходу КП-4 или КП-6,3 или автокранами АК-4 н
АК-6,3.
Техническая характеристика автопогрузчика 4028
Грузоподъемность, кг:
вилочных захватов . . . 10 000
крюка стрелы.............. 500
Габариты, мм:
длина с вилами .... 6510
длина со стрелой .... 8535
ширина............ 2600
высота при опущенных
вилах............. 3750
Высота подъема груза, м.
вилочными захватами . . 4,5
крюком стрелы........... 8,24
Наибольшая скорость подъ-
ема груза на вилах, м/мин 14
Скорость опускания груза,
м/мин.................. 38
Наибольшая скорость пере-
движения, км/ч ........ 40
Наименьший радиус пово-
рота, м:
по наружному габариту 4,8
по стреле.............. 5,45
Наименьшая ширина проез-
дов, пересекающихся под уг-
лом 50°, м..............3,42,
Дорожный просвет, мм . . 240 ]
Техническая характеристика кранов
Грузоподъемность при работе, кг: КП-4 КП-6.3 АК-4 Ак-6,3
па максимально раздвинутых вынос- ных опорах 4000 6300 4000 6300
на сближенных выносных опорах . , — 4000 2500 4000
без выносных опор 2000 3000 500 1000
Грузоподъемность при передвижении с грузом иа крюке, кг 3000 4000 1000 1600
Максимальная высота подъема крюка, м 6 8 6 8
407
Максимальная скорость подъема—опу-
скания груза, м/мин.................... 12,5 12,5 12,5 12,5
Скорость передвижения с грузом, км/ч 5 3 5 3
Преодолеваемый уклон, градус .... 20 20 20 20
Комплекс устройств базисного склада при пневмотранспорте ВВ включает
компрессорную станцию с двумя электрическими винтовыми компрессорами типа
ВК-И с общей производительностью 50 №/мин, управление которыми осущест-
вляется дистанционно
Трубопроводы сжатого воздуха диаметром 75 мм прокладываются к установке
бункеров-дозаторов, стационарному растаривающему пункту и хранилищу ВВ.
Для растаривания мешков с ВВ применяются растариватели-пневмопогрузчики.
Техническая характеристика растаривателя-пневмопогрузчика
Производительность, кг^мип 300
Длина пневмотранспорта ВВ,
м ........................... 250
Диаметр транспортного трубо-
провода, мм................... 85
Рабочее давление сжатого воз-
духа, МПа ................... 0,6
Расход воздуха, mVmhh ... 12
Габариты, мм
длина.......................1390
ширина.......................1300
высота..................... 835
Масса, кг...................... 200
То же, в переносном варианте 100
Растариватель-пневмопогрузчнк РПП-1 (рнс. VII 13) состоит из бункера 1
с сеткой 2, иа наклонной стейке 3 которого установлен нож 4. В нижней части
бункера находится пнев.модозатор 5 с пультом управления б, трубопроводами 7
для подвода сжатого воздуха и трубопроводами материала 8 В верхней части
бункер оборудован подвижной перемычкой 9, на которой крепится тяговый пнев-
моцнлипдр 10 с штоком 11. Шток жестко связан с вилкой 12, а пневмоцилиндр —
со штоком 13 пневмоцилиндра 14, управляемого крапами 15 н 15, и имеет трубо-
проводы 17. Все эю смонтировано па раме 18, которая может располагаться на
колесах 19. Тяговый пневмоцнлипдр связан с мультивибратором 20.
Мешок с ВВ подается на стейку, разрезается, переламывается, а ВВ высы-
пается.
Для полного высыпания ВВ включается мультивибратор Мелкий материал
через сетку просыпается в пневмодозатор, а слежавшийся дробится вилкой и
также попадает в пневмодозатор, затем далее транспортируется по трубопроводу
сжагым воздухом. Растариватель не только вскрывает мешки, но и транспорти-
рует ВВ прн помощи сжатого воздуха с места разгрузки
Вибрационная мешкорастаривающая установка УРВ-2 служит для растарн-
вання мешков с аммиачной селитрой и гранулированными ВВ, выпускаемых
Рис VII 13. Растлриватель-пневыоиогрузчик РПП-1
408
о стандартной упаковке, кроме джутовых мешков, а также дЛ я просеивання и дро-
бления слежавшихся кусков ВВ.
Техническая характеристика УРВ-2
форма несущего органа (лотка).............................. Корытчатая
Система виброконвейера .................................. Уравновешенная
Число ножей.................................................... 2—3
Число линий резания ................................... 1
Вид грохота ................................................. Ситовон
Вид дробилки................................................ Щековая,
вибрационная
Ширина выходной щелк дробилки, мм ........................ 5—50
(регулируемая)
Вибратор Шатунно-
эксцентриковый
Эксцентриситет, мм.............................................. 6
Амплитуда колебаний вибратора, мм .............................. 3
Частота колебаний, мни-1...................................... 1000
Привод ................................................ Электродвигатель
во взрывобезопас-
ном исполнении
Мощность электродвигателя, кВ г................................ 2,7
Скорость движения мешка, см/с................................. 15—20
Производительность, т''ч ..................................... 20—25
Габариты, м
длина........................................................ 3,3
ширина........................................................ 0,7
высота........................................................ 1,2
Масса, кг....................................................... 400
Лоток, рама и электродвигатель установки заземляются.
Для улавливания случайно попавших металлических предметов имеются по-
стоянные магниты.
Расшаривающая Мишина М ПР-30 на базе шасси автомобиля МАЗ-5ОЗБ-1
содержит ленточный конвейер, полноповоротную платформу, растариваюшую
головку, гидросистемы с гидроприводом и гидроопорами.
Техническая характеристика МП Р-30
28—30 Частота вращения бара-
Производительность, т/ч
Скорость движения леп-
ты, м/с..........
ленты, мм
бана-растаривателя,
мин"1....................... 10
Двигатель конвейера Гидравли-
650 ческнй
Установка бункеров-дозаторов (рис VI 1.14) включает: металлическую кон-
струкцию, состоящую изопор, верхней и нижней площадок обслуживания, 18 ана-
логичных бункеров-дозаторов с фильтрами и клапанными затворами, которые
при помощи кольцевой опоры подвешиваются па пердпей (несущей) площадке
обслуживания, комбинированные полиэтиленовые и армированные резиноткане-
вые трубопроводы для пневмотранспорта гранулированных ВВ. Конструкция бун-
керов, фильтров и клапанов для разгрузки обеспечивает герметичность установки
и сохранность ВВ.
Для пневматической загрузки бункера-дозатора из растариватсля-ппевмо-
погруэчика его трубопровод подключается к транспортному трубопроводу, про-
ложенному от растаривающей установки. Учет количества загруженного ВВ про-
изводится ответственным лицом по количеству растареииых мешков. Процесс
загрузки контролируется через специальное окно в верхней части бункера, кото-
рое после окончания процесса герметично закрывается с помощью стяжных бол-
тов.
409
Рис. V11.14. Установка бункеров-дозаторов
При разгрузке ВВ в зарядно-доставочиые машины к последним подключается
гибкий рукав из полиэтиленовой ткани и открываются загрузочные окна в бунке-
рах. Такая конструкция исключает возможность просыпи ВВ и образования пыли
при загрузке машин. • : !
При открывании клапана ВВ самотеком перегружается из бункера-дозатора
в зарядно-доставочную установку.
Техническая характеристика бункеров-дозаторов
Форма
бункера................................Цилиндрическая Прямоугольная
ни ж ней части для выпуска ВВ . . . Усеченный конус Усеченная пира-
Емкость, м3.........................
Основные размеры, мм:
ширина..............................
длина ..............................
высота..............................
Загрузка............................
Разгрузка...........................
Размеры люков, мм
разгрузочного ......................
загрузочного .......................
Конструктивные углы для истечения ВВ,
градус ’............................
Средства герметизации...............
Максимальные сроки хранения ВВ за
время испытаний, сут................
мида
5,25 5,10
J600 1300
1600 2230
3600 2580
Пневматическая
Самотечная Пневматическая
d = 350 350Х 125
d = 85 d = 85
60-80 45-55
Краиы, клапан крана, шнбер
180
360
Для пневмотранспорта ВВ иа базисном складе ВВ применяются унифициро-
ванные свободнопоршневые -горизонтальные пневмодозаторы.
410
Узел А
Рис. VII.15. Пневмодозатор МПД-2 с гидронасосом
Пиевмодозатор МПД-2 (рис. VI 1.15) состоит: из литого дюралюминиевого
корпуса 1 с загрузочным окном 2 н отверстиями для подвода воздуха и выдачи
смеси.
В корпусе помещен свободный поршень, выполненный из дюралюминиевых
дисков 3 с приливами, собранными на штоке 4 и закрепленными гайками 5. С тор-
цов цилиндрический корпус 1 закрыт крышками 6. На одной из крышек установ-
лен гидроцилиндр 7, поршень 8 которого через шток 9 соединен со штоком пневмо-
дозатора. Гидроцилиндр трубопроводами 10 соединен с клапанной коробкой 11,
имеющей два всасывающих 12 и два нагнетательных 13 шариковых клапана.
К клапанной коробке подведены всасывающий 14 и нагнетательный 15 трубо-
проводы.
Пульт управления состоит из литого корпуса 16, в котором размещены золот-
ник 17 автоматического и ручного переключения, клапан 18 включения золотинка,
кнопки ручного переключения 19, 20, дроссель 21 воздуха для продувки пневмо-
дозатора.
Пульт управления соедниеи с ппевмодозатором трубопроводами 22, 23, 24.
Пневмотранспортный трубопровод 25 имеет кран 26 дистаициоииого управле-
ния дозатором и иа конце кольцевую камеру 27 для подачи жидкости в поток су-
хого материала.
Для герметизации дисков в корпусе служат манжеты 28 из масломорозостой-
кой резины, которые запрессовывают в каиавки дисков, имеющих внутренние вы-
ступы. Для гашения ударов поршня дозатора о крышки служат резиновые
кольца 29.
С целью увеличения срока службы манжет в полости между крышками н край-
ними дисками заливается машинное масло. Для контроля давления воздуха слу-
жит манометр 30, а для предохранения системы управления от попадания мате-
риала и масла в материал — фильтр 31.
В случае водонаполненных ВВ синхронно с поршнем пневмодозатора рабо-
тает гидронасос, съемные цилиндры которого рассчитаны иа подачу жидкости при
411
прямом и обратном ходах поршня в-заданном отношении к сухому материалу.
Управление пневмодозатором МПД-2 с гидронасосом производится при помощи
пульта ручного и автоматического управления. Пневмотранспорт сухой смеси
производится по шлангу 25, а транспорт жидкости — во шлангу 14. Смешение
компонентов, подаваемых пиевмодозатором в заданной пропорции, производится
в смесителе 26 и зарядной трубе.
Во избежание дробления материала в бункерах скорость потока смеси не
должна превышать 20—25 м/с. При пневматической загрузке пылящих материа-
лов на выходной патрубок люка должен устанавливаться рукавный фильтр. При
загрузке бункеров вакуумным способом вместо рукавного фильтра присоединяется
трубопровод от вакуум-насоса.
Транспортно-зарядные машины. Для транспортировки россыпных ВВ от
базисного склада ВМ до промплощадки рудников применяется несколько типов
рапспортио-зарядных машин.
Техническая характеристика транаГортно-зирядногз
автосамосвала <с Универсал»
Назначение...........................Автотранспорт, дозирование, заряжа-
ние гранулированными, простейшими,
водонаполпеппыми и льющимися ВВ
Тип бункера..........................С алюминиевыми затворами шиберного
типа
Способ загрузки......................Вакуумный, нагнетательный, само-
течный
Способ разгрузки ....................Самотечный и пневмогранспортпый с
дозированием
Тип автосамосвала....................КрАЗ-256, КрАЗ-2566, ЯЛЗ-210 или
ЯАЗ-2ЮЕ
Тип съемного дозатора................ МПД-2 или РД-1
Производительность дозатора, ki/miiii До 300
Длина пневмотранспорта, м............ До 40—60
Расход воздуха пиевмодозатором МПД-2,
м’/мин............................... До 15
Подача жидкости пневмодозатором МПД-2
от расхода ВВ, %.................................... 6—15
Емкость бункера, мя................................. 5,25
Грузоподъемность, кг............................. 9000
Количество бункеров, шг............................... 2
Время подъема и опускания кузова, с 15
Максимальная скорость движения само-
свала, км/ч ......................... До 50
Управление дозаторами МПД-2 .... Ручное, автоматическое и дистанцион-
ное
Габариты, мм:
длина............................................ 8600
ширина.............................................. 2540
высота (в транспортном положении) 3000
высота (в рабочем положении) ... z . 6000
Масса съемной оснастки аптосамосвала,
кг................................... 1000
Техническая характеристика транспортно-зарядной машины
*3ыряновск»
Назначение .............................Транспортировка и заряжание рос-
сыпных ВВ, приготовление игданита
Грузоподъемность, кг................................ 10 000
Полная масса машины, кг ............................ 23 000
Емкость бункера, м3.................. II
Способ загрузки...................... Самотечный
412
Способ разгрузки ......................Самотечный и пневмотранспорт иын
Эксплуатационная производительность
‘при самотечном заряжании через доза-
тор, т/'|............................................ 10
Дальность транспортирования по шлангу
(яря пнепмозаряжании), м ........... До 100
Учет ВВ............................. Объемное дозирование
Габариты, мм
длина............................... 8150
ширина.............................. 2690
высота.............................. 3780
Транспортная бата................... КрАЗ-256, КрАЗ-257
Па предприятиях Кривбасса широко применяются транспортно-зарядные
машины с пневмокамерамн, отличающиеся простотой конструкции иа базе авто-
мобилей МАЗ-503 и КрАЗ-256Г. На внутреннюю часть бункера крепится пневмо-
камера, плотно прилегающая к его днищу и стенкам из высокопрочной специаль-
ной ткани на полиамидной основе. До 30 % ВВ из загруженного бункера посту-
пает в дозатор под действием силы тяжести, а из последнего самотечно разгру-
жается в скважину или специальные вагонетки для спуска в шахту.Для выгрузки
остального количества ВВ используют ппевмокамеры. которые, заполняют сжатым
воздухом ог компрессора автомобиля, и перемещают ВВ к загрузочному окну бун-
кера, соединенному с дозатором. Для полной выгрузки ВВ из бункера требуется
несколько циклов наполнения пневмокамер сжатым воздухом и выпуска его.
Техническая характеристика транспортно-зарядных машин
диафрагменного типа
Гни машины.................................
Грузоподъемность, кг.......................
Число бункеров.............................
Емкость бункера, м?........................
Число дозаторов............................
Способ подачи ВВ из бункера в дозатор . .
Учет В В, подаваемого п скважину ..........
Производительность разгрузки, кг/мни . . .
Основные размеры, мм.......................
Масса машины, кг...........................
М3-12 МЗ-8
11 500 7500
2 1
7,5 8,8
2 1
Самотечно-принудительный
Весовое дозирование
400-500
9600X 2540 X 2970
5600X2600X3140
24 350 13 000
Спуск россыпных ВВ в шахту. Спуск ВВ по скважине осуществляется на
Ленипогорском полиметаллическом комбинате и калийных рудниках ФРГ.
Комплекс спуска гранулированных ВВ по трубопроводу включает в себя
приемные пункты на поверхности и рабочих горизонтах, соедииснные полиэти-
леновой транспортной трубой, подвешенной в скважине, обсаженной стальными
трубами (рнс. VI 1.16).
Техническая характеристика комплекса
Глубина спуска, м..................................... До 500—700
Число рабочих горизонтов.......................... 3—5
Расстояние между рабочими горизонтами, м . . . . 30—60
Диаметр скважины, мм.............................. 150—250
Внутренний диаметр, мм.
разгонной трубы................................... 100—120
транспортной трубы ........................................ 85
Производительность спуска ВВ, кг/мин...................... 600
Число бункеров па горизонтах............................... 2—4
Емкость бункера, м*....................................... 5,25
Мощность калорифера для обогрева межтрубиого про-
странства, кВт............................................ 14,0
Расход воздуха па противоток, м?/мин ...................... 3,5
413
Объем камеры подземного пункта, м’............... 390
Емкость поверхностной приемной воронки, м’ . . . 1,0
Загрузка ВВ в приемную воронку ...................... Самотечная
Загрузка ВВ в подземные бункера...................... Самотечная
Загрузка ВВ в подземные доставочные установки. . Самотечная
Тип весов подземного перегрузочного пункта . . . Тензометрические
Подвеска транспортной трубы......................... Тросовая, сменная
Связь между поверхностным и подземным пунктами Шахтная, громкогово-
рящая
Длина разгонной трубы, м......................... 40
На поверхности над транспортной трубой 1 в закрывающемся помещении 2
установлена приемная воронка 3, оборудованная предохранительной сеткой 4 и
соплом-краном 5.
Транспортная труба подвешена вкутри обсадных труб 6. Для улавливания
пыли, образующейся при противотоке воздуха, она в верхней части оборудуется
рукавным фильтром 7.
Приемный пункт иа каждом рабочем горизонте имеет: кожух 8 для улавли-
вания и отвода по трубе 9 воды, дренируемой скважиной, коллектор 10 подвода
подогретого воздуха от калорифера, расположенного в 10 м, для устранения кон-
деисатовыделеиия в транспортной трубе, гибкий рукав 11 переключения потока
ВВ, бункера 12, установленные на раме 13, и тензометрические весы 14.
Подземные бункера имеют емкости, равные бункерам автосамосвала 15 типа
«Универсал», и оборудуются автоматическими рукавными фильтрами 16, прием-
ными лотками 17 с аэроднищами и затворами 18. Затворы расположены с учетом
полной разгрузки доставочных
установок 19 типа ДДУ-1 без
передвижек. Для подвода подо-
гретого воздуха в коллектор
в аэродняще лотка служат
трубопроводы 20 с вентилями
Рнс. V1I.I0. Комплекс спуска гранулированных
ВВ (селитры) самотеком по скважине
Для блокировки, исключа-
ющей спуск взрывчатых веществ
по трубе при отсутствии проти-
вотока воздуха, служит кран-
синхроиизатор 22, установлен-
ный под приемной воронкой.
Спуск гранулированных ВВ
поочередно иа каждый рабочий
горизонт производится следу-
ющим образом: автосамосвал 15
с бункерами, загруженными рос-
сыпными ВВ, заезжает в поме-
щение 2 и поднимает кузов.
После снятия пломб и открыва-
ния шибера бункера самосвала
россыпное ВВ через сетку 4,
открытое сопло 5 по трубопро-
воду 1 и рукаву 11 поступает
в лоток 17 и бункер 12. Для
снижения деградации ВВ
в аэролоток 17 подводится подо-
гретый до 40—50°С воздух, кото-
рый создает противоток в тру-
бе 1, уменьшает скорость паде-
ния и подсушивает материал.
Отработанный воздух выходит
через рукавные фильтры 7
и 16.
414
Трудоемкость доставки 1 т ВВ в шахту, чел-смеи
Операции Варианты доставки
в мешках спуск по скважине в вагонах* 1 контейнерах ]
1. Транспортировка от базисного скла- да ВМ на промплощадку рудника 0,0930 0,0265 0,0265
2. Загрузка в спсцвагоиы 0,0377 0,0175 0,0250
3. Доставка до ствола 0,0523 — 0,0523
4. Спуск со штольни до рабочего го- 0,1145 — 0,0710
ризонта 5 Самотечный спуск по скважине 0,0030
6. Транспортировка но горизонту, доставка ВВ в зарядную камеру 2,7400 0,1350 0,1350
7. Выдача порожних спецвагопов под загрузку ВВ 0,050 0,050
Всего 3,2175 0,2620 0,4398
При необходимости неполной выгрузки бункера-самосвала к течке .последнего
присоединяется самотечный дозатор типа РД-1, по которому производится отсчет
потребного количества ВВ. Для транспортировки россыпных ВВ с перепуском
в шахту по скважине могут применяться все типы транспортио-зарядных машин.
Поступление и выдача гра-
нулированных ВВ из бунке-
ра 12 регистрируется в книге
расхода ВВ (форма № 2).
Температурный режим воз-
духа, подогреваемого в кало-
рифере, выполняется в соответ-
ствии с требованиями ЕПБ при
взрывных работах для подзем-
ных расходных складов.
Самотечный спуск гранули-
рованных ВВ в шахту являет-
ся высокопроизводительным н
экономически эффективным
Хтабл. VII.17).
Диаметр гранул ВВ сред-
него состава при спуске па
глубину 240 м изменяется с 1,6
до 1,54 мм (на 3,8 %). При
составе —2 + 1,6 мм разруше-
ние крупных гранул происходит
более интенсивно — от 1,75
до 1,6 мм (9,4 %). При исход-
ном диаметре гранул 1,22 и 0,82
деградации гранул практически
не наблюдается.
Доставка ВВ в шахте. Для
доставки гранулированных ВВ
в шахте применяется комплекс
доставочно-дозирующих устано-
вке. VII.>7. Зарядно-доставочиая установка
УДРЗ-3600
415
вок и вагонов-контейнеров, которые загружаются па поверхности нэ траиспортно-1
зарядных машин или из бупкероп подземного перегрузочного пункта.
Доставочно-дозирующая установка ДДУ-1 конструкции Леииногорского по-
лиметаллического комбината и Казахского политехнического института
им В И Лепина состоит из унифицированного ппевмопитателя, закрепленного
па течке закрытого сверху бункера, который свободно установлен па раме шасси
вагонетки. По откаточным штрекам установку с ВВ или состав из них доставляют
электровозом, а дозирование и доставку ВВ иа подэтажи производят ппевмопита-
телем, управляемым вручную кранами или автоматически. Помимо доставки ВВ
установка может быть использована при подготовке массовых взрывов для непо-
средственного заряжании скважин диаметром до 105 мм с откаточных выработок
без перегрузок ВВ.
Зарядно-доставочная установка УДРЗ-3600 (рис. VII 17) конструкции Ка-
захского политехнического института им. В. И. Ленина состоит: из вагона-кон-
тейнера 1, смонтированного на шасси 2 шахтной вагонетки УВБ-4, камерно-пор-
ционных питателей 3, крана управления 4 и соединительных шлангов 5.
Техническая характеристика установок ДДУ и УДРЗ-3600
ДДУ-1 ДДУ-1м УДРЗ-3600
Максимальная техническая производительность,
кг/мн н....................................... 120
Максимальная длина пневмодоставкн, м.......... 200
Максимальные параметры скважин-
диаметр, мм...................................... 105
глубина, м.................................... 40
Угол наклона, градус............................0—360
Плотность заряжания, г/см3.................... 1,15
Рабочее давление сжатого воздуха, МПа . . 0,5—0,6
Диаметр транспортного трубопровода, мм .... 36—40
Емкость бункера, м3 .............................. 12
Ппевмопитатель .................................МПД-1
Габариты, мм-
длина........................................... 2400
ширина.......................................... 1150
высота ......................................... 1600
Общая масса, кг ................................ 1150
200 100
200 200
125 105
40 40
0-360 0-360
1,15 1,15
0,5-0,6 0,5-0,6
36-40 36-40
2,4 3,6
МПД-2 П-20
2400 4110
1150 1310
1600 1590
1150 2400
Техническая характеристика установок типа ЗДУ
ЗДУ-50 ЗДУ-юо ЗДУ-150
Производительность, )<г/мип 50 100 150
Емкость камеры, м3 0,15 0—360 0,25 0-360 0,5 0-360
Угол наклона скважин, градус Максимальные параметры заряжаемых скважин*
диаметр, мм глубина, м 76 105 125
60 60 60
Максимальная длина доставки по горизонтали, м 300 300 300
Расход воздуха при давлении 0,4—0,5 МПа, м3 2 4 6
Максимальная плотность заряжания, Нем3- . . 1.15 1,15 1,15
Диаметр транспортного шланга, мм Габариты, мм 25 38 52
длила 1300 1300 1300
высота 1400 1450 1550
ширина 870 1000 1105
Масса (вместе с рамой), кг 430 500 590
Вагоны-контейнеры предназначены для доставки гранулированных ВВ к уча-
стковым пунктам хранения или месту производства взрывных работ с перегруз-
кой в зарядные устройства самотеком или с помощью высокопроизводительных
эжекторов.
416
рнс. VII.18. Вагон-контейнер УДР-8к
Вагоны-контейнеры типа УДР (рис. VII.18) конструкции Зыряновского ком-
бината и Казахского политехнического института им. В. И. Ленина монтируются
па шасси шахтной вагонетки I и состоят из контейнеров 2, полуосей 3, фиксато-
ров 4. Контейнеры подвешены шарнирно и смещены относительно центра тяжести,
что обеспечивает полную разгрузку ВВ самотеком в приемные воронки пневмо-
транспортиых н зарядных механизмов.
Техническая характеристика вагонов-контейнеров типа УДР
База.................................
Число контейнеров....................
Емкость контейнера, м® ..............
Тип пневмопитателя...................
Максимальная техническая производи-
тельность, кг/мин ...................
Максимальная дальность транспортирова-
ния, м...............................
Диаметр трубопроводов, мм............
Рабочее давление сжатого воздуха, МПа
Ширина колеи, мм.....................
Вагон-контейнер с принудительной вы
ского полиметаллического комбината (рис.
УДР-8к УДР-бк УДР-4К
УВГ-4-750 УВГ-4-750 ВДК-0,8
8 6 4
0,25 0,25 0,25
ПРН-2 ПРН-2 ПРН-2
120 120 120
350 350 350
38-50 38-50 38-50
0,6 0,6 0,6
750 750 750
грузкой ВВ конструкции Лениногор-
VII 19) состоит: из прямоугольного
Рис. VII.19. Вагоп-коитейпер с принудительной выгрузкой ВВ
14 П/р В. Л. Гребенюка и др.
алюминиевого кузова 1, внутри которого к стенкам прикреплена резинотканевая
оболочка 2 и алюминиевый лист 3. Для подвода воздуха в пространство между
оболочками в наклонной стенке кузова имеется патрубок. В иижней части па од-
ной из боковых стеиок имеются четыре разгрузочных окна с шиберными заслон-
ками 4. Под разгрузочными окнами находится разгрузочный желоб 5 с крышкой,
из которого происходит всасывание ВВ эжекторно-вакуумиыми устройствами.
Техническая характеристика вагонов-контейнероз
с принудительной выгрузкой
Грузоподъемность, м1............................. 3,0 3,0
Число отсеков..................................... 3 1
Грузоподъемность одного отсека, г........ 800 2400
418
За«рузка....................................
Самотечная через загрузочные
окна нз подземных бункеров
или автосамосвалами
«Универсал»
3 3
Число загрузочных окон......................
ра «грузка..................................
Число разгрузочных окоп....................
Масса вагона-контсйисра, кг................
Габариты, мм
длина .....................................
ширина. . ............................
высота.....................................
База.......................................
Колея......................................
Материал для изготовления контейнера . . .
Самотечная Принудительная с
применением эла-
стичной оболочки
(диафрагмы)
3 4
400 400
2300 2300
1150 1150
1600 1600
825 825
750 750
Алюминий, Алюминий,
4—6 мм 4—6 мм
Вагоны-контейнеры, изготовленные из серийных вагонов ВГ-2,2, УВО-0,8 и
ВРС-2,5 (рис. VII.20), закрыты крышкой из прорезиненной токонепроводящей
ткани, покрашенной невозгораемой краской.
Внутренняя поверхность кузова покрывается антикоррозионной ма-
стикой.
На шахтах Кривбасса нашли применение транспортно-зарядные устройства
ТЗУ II, включающие в себя: бункер емкостью около 4 мя, внутренняя поверх-
ность которого футеруется пластмассовой стенкой или покрывается химически
инертными красками; гнезда для установки питателя; пункты управления; ком-
муникации труб для сжатого воздуха н транспортировки ВВ в забой; крышки и
люки.
Люки оборудуются предохранительной сеткой во избежание попада-
ния инородных тел при загрузке
При производстве массовых
взрывов число транспортно-заряд-
ных машин определяется объе-
мом ВВ, подлежащим заряжанию.
' Участковый бункер для хране-
ния ВВ состоит из корпуса 1
(рис. VII.21), который устанавли-
вается и закрепляется иа раме-опо-
ре 2, и крышки 3. В' верхней
части бункера крепится циклон 4,
состоящий из выхлопной трубы 5,
предохранительной сетки 6 с фильтром
и патрубка 7. К иижией части
бункера крепится дозатор 8 емко-
стью 2—10 кг. Бункер устанавли-
вается в участковом пункте хране-
ния размером 2,5X2,5X2,9 м (не
менее), который огражден металли-
ческой решеткой с дверью, закры-
вающейся иа замок.
419
Техническая характеристика бункера
Емкость, кг............................................ 600 300
Масса дозатора, кг..................................... 2—10 2—10
Диаметр шланга для транспортирования ВВ, мм. . . 36—50 36—50
Масса бункера, кг...................................... 250 150
Габариты, мм.
высота................................................. 2300 2180
ширина................................................. 1820 1200
Размер дозатора, мм.................................. 220X225 300X300
Зарядные машины и механизмы. По принципу действия механизмы для
заряжания россыпными гранулированными ВВ шпуров и скважин подразделяются
па эжекторные, камерные (нагнетательные и комбинированные) и барабанные.
Эжекторные зарядчики «Курама-7», гКурама-8-о (ЭЗП-7 и ЭЗП-8) предназна-
чены для заряжания россыпными ВВ горизонтальных, наклонных и вертикальных
(«Курама-8») шпуров диаметром от 34 до 56 мм. Зарядчики состоят из открытого
бункера, эжектора, клапанного устройства и зарядной трубки.
Техническая характеристика зарядчиков типа «Курама»
Емкость бункера, кг...............................
Рабочее давление сжатого воздуха, Л1Па ...........
Максимальная производительность, кг/мии...........
Масса, кг.........................................
Внутренний диаметр подводящего шлаша, мм (не ме-
нее) .............................................
Длина зарядной трубки, м..........................
«Курама-7»
12
2.5
25
25
2,5
Зарядчики нагнетательного типа предназначены для заряжания шпуров и
скважин диаметром до 105 мм н состоят нз цилиндрического корпуса, загрузочной
воронки, запорного устройства, обеспечивающего герметичность камеры, регу-
лятора давления и зарядного шланга.
Техническая характеристика зарядчиков нагнетательного типа
Емкость камер для ВВ, кг
заряжаемых
Диаметр, мм.
шпуров ...................
скважин ..................
Техническая производитель-
ность зарядчика, кг/мнн . . .
Плотность заряжания, г/см3
Максимальная глубина, м.
шпуров....................
скважии ..................
Масса зарядчика без зарядного
шланга, кг..................
Габариты, мм:
ширина (диаметр)..........
высота....................
ЗИП пзж
«Вахш-5»
ЗС-1 ПЗЛ-25 ПЗЛ-100
производитель-
25
56
105
65
43
45
30
22
13
420
25
100
42-52
40-52
76
105
45
343
15-20
100
360
1000
260
850
1012
1270
10
15
40
20
60
500
920
600
920
Порционные зарядчики типа ЗП с дозирующим устройством конструкции
Казахского политехнического института им. В. И Ленина предназначены для
заряжания шпуров и скважин любого направления.
420
Техническая характеристика порционных зарядчиков типа ЗП
ЗП-2 ЗП-5 ЗП-12 ЗП-25
Максимальный объем дозирующей каме-
ры, л .................................. 2 5 12 25
Максимальный диаметр шпуров (сква-
жин), мм ............................... 56 80 105 150
Максимальная iдубина шпоров (сква-
жин), мм ............................... 25 35 40 40
Плотность заряжания, г/см3 .... 1,2 1,2 1,2 1,2
Рабочее давление сжатого воздуха, МПа 0,5—0,7 0,5—0,7 0,5—0,7 0,5—0,7
Масса регулируемой порции, кг ... . 0,8—2 0,8—2 0.8—2 0,8—2
Зарядчик ЗП-25 с вакуумной загрузкой ВВ (рис. VII.22) состоит из бункера 7,
эжектора 2, транспортного трубопровода 3, и крана управления 4. Бункер выпол-
нен герметично, на верхнем его основании оборудован люк 5, который при работе
перекрывается крышкой 6. На боковой поверхности бункера по вертикальной
линии выполнены два отверстия для закрепления эжектора и транспортного тру-
бопровода.
Эжекторы кольцевого типа закреплены на бункере (в верхней части) и снаб-
жены штуцером 7 для подвода воды при работе для смачивания отсасываемой из
бункера пыли ВВ.
Транспортный трубопровод закреплен на боковой поверхности бункера и вы-
полнен составным. В неподвижную часть трубопровода вставляется подвижная
часть трубы.
Эжекторы соединены шлангом 8 с магистралью сжатого воздуха 9 через кран
управления.
Штуцер эжектора соединен шлангом 10 с емкостью 11, заполненной водой.
Диффузор эжектора снабжен шлангом 12 для отвода отработанного воз-
духа.
После подсоединения транспортного трубопровода к разгрузочному люку
вагона-контейнера производится герметизация бункера крышкой люка и подсоеди-
нение емкости с водой к эжектору. Включается подача сжатого воздуха краном
в эжектор. Воздух, поступая в эжектор, создает разряжение в бункере, что
вызывает движение воздуха и ВВ по транспортному трубопроводу. В бункере ВВ
осаждается, а воздух отсасывается
эжектором. Пыль в эжекторе сма-
чивается водой, поступающей через
штуцер.
При отключении подачи воз-
духа краном подача ВВ в бункер
прекращается.
Вакуумно-эжекториым устрой-
ством также производится зачи-
стка днищ вагонов-контейнеров
с самотечной разгрузкой от ВВ.
Камерные зарядные аппараты
конструкции института «Гипро-
никель» имеют плоское днище,
трубки для подвода воздуха и вра-
щающийся иа валу грибковый
аэратор. Для обеспечения герме-
тичности камера снабжена шаро-
вым затвором с загрузочной во-
ронкой. Внутри по центру камеры
под трубками установлена разгру-
зочная труба с оканчивающейся
снизу воронкой, выходящей через
верхнюю стенку камеры наружу.
Снаружи на разгрузочной трубе
1! Ю 7 / 7 6
Рис. VII.22. Зарядчик ЗП-25
421
установлен клапан-отсекатель с коробкой на поддуве воздуха в магистраль
и полиэтиленовый прозрачный отрезок трубопровода, который служит для
контроля концентрации транспортной смеси.
Техническая характеристика зарядчиков камерного типа
кнвв кзвв (насос) (зарядчнк)
Максимальная производительность, кг/мии Емкость камеры, кг Максимальный диаметр заряжаемых скважии, мм. . Внутренний диаметр шланга, мм Угол наклона скважины, градус Плотность заряжания, г/смэ Длина транспортирования, мм. общая в том числе по вертикали Рабочее давление сжатого воздуха, МПа Габариты, мм: 100 100 ПО ПО 105 105 40 40 0-360 0-360 1,1 1,1 300 200 160 80 0,6 0,6
длина ширина высота Масса без бункера, кг Ходовая часть 1500 850 1100 1200 1250 1200 550 120 Колеспо- Переносная рельсовая
Зарядные установки типа УЗС конструкции института НИПИгормаш со-
стоят из бункера с предохранительной сеткой и конического дозирующего бара-
бана. Необходимое прижатие для уплотнения конического барабана осущест-
вляется регулировочным болтом с пружиной. Загрузка ВВ в бункер осущест-
вляется без прекращения подачи ВВ в скважину.
Техническая характеристика зарядчиков типа УЗС
Производительность питателя, кг/ч.................... 3000 6000
Диаметр заряжаемых скважин, мм...................... 70—150 50—150
Максимальная глубина скважнн, мм ..................... 50 50
Угол наклона, градус ..........................—90...+54 —90...+50
Емкость бункера, л ................................... 70 300
Рабочее давление сжатого воздуха, МПа.......... 0,5 0,5
Расход сжатого воздуха, мэ/мин ...................... 2,5 10
Плотность заряжания, кг/дм?....................... 1,1 —1,2 1,1 —1,2
Внутренний диаметр зарядного шланга, мм ... . 32 40
Мощность двигателя, кВт.................... 1 6
Габариты, мм-
длина................................................ 850 1240
ширина............................................... 650 1050
высота............................................... 880 1035
Масса установки, кг................................... 82 550
Универсальная зарядно-доставочная машина УЗДМ-1 конструкции института
НИПИгормаш предназначена для механизированного приготовления игдаинта,
заряжания гранулированными ВВ заводского изготовления скважин и минных
камер.
422
рис. VII.23. (Пневматический роторный
насос типа ПРИ:
I — фланец; 2 — ротор; 3 — вал; 4 — крыш-
ка; 5 — трубопровод; 6 — шланг; 7 — при-
емная воронка; 8 — поджимные гайки; 9 —
стяжные болты; 10 — монометр; 11 — дви-
гатель; 12 — предохранительный клапан;
1Я — край пуска двигателя; 14 — кран по-
дачи сжатого воздуха иа пневмотранспорт
Установка состоит из бункера
с предохранительной сеткой, питателя
со смесительной камерой, блока фор-
сунок для подачи дизельного топлива,
пневмопровода, гидронасоса и пульта
управления. Все узлы установки
смонтированы на рамс ходовой
тележки.
Работа установки: гранулирован-
ная селитра загружается в бункер,
оттуда подается питателем в смесительную камеру, где через блок <|>орсунок обо-
гащается дизельным топливом. Готовая смесь по зарядному шлангу тран-
спортируется сжатым воздухом в скважину. л!
Для устранения пыления установка комплектуется пылеуловителем.
Техническая характеристика УЗДМ-1
Производительность питателя, кг/ч...........................
Емкость бункера, м’.........................................
Емкость бака для дизельного топлива. мч.....................
Угол наклона заряжаемых скважин, градус:
нрн d = 50—70 мм............................................
при d = 70—150 мм.........................................
Максимальная глубина заряжаемой скважины, м ................
Рабочее давление сжатого воздуха па пневмотранспорт, МПа
Мощность двигателя, кВт......................................
Гидронасос .................................................
Дальность транспортирования, м..............................
В том числе по вертикали .................................
Колея, мм...................................................
Габариты, мм-
ширина......................................................
длина .....................................................
высота.....................................................
Масса установки, кг.........................................
1000
1750
1065
800
Пневматические роторные насосы типа ПРИ конструкции Казахского поли-
технического института им. В. И. Ленина предназначены для доставки взрывча-
тых веществ, заряжания схважии и минных камер.
Конструкция насоса (рнс VII.23) позволяет приготовлять игданиты и водо-
наполненные ВВ в процессе зарижания, а также в целях пылеподавления пода-
вать во взрывчатые смеси до 10 % воды.
Техническая характеристика роторных насосов типа ПРИ
ПРН-2 ПРН-ю
Максимальный суммарный объем ячеек ротора, л . . . . 2 10
Частота вращении ротора барабана (регулируемая), мин-1 20—60 20—60
Дальность транспортирования, м....................... 350 150
В том числе по вертикали ................................ 80 80
Диаметр транспортных трубопроводов, мм............. 38—50 50—80
Рабочее давление сжатого воздуха, МПа .................0,6—0,7 0,6—0,7
Максимальный расход сжатого воздуха, м3/мнп ............... 15 20
Максимальная производительность, кг'мип............. 100 450
423
Габариты, мм
длина ..............................................
ширина..............................................
высота с воронкой ..................................
Масса, кг.............................................
1090
500
847
1090
1100
930
180
108
Поршневые пневмодозаторы типа МПД конструкции Казахского политех-
нического института им. В. И. Ленина предназначены для пневматического транс-
портировании и заряжания скважии и минных камер гранулированными ВВ,
а также для приготовления игданитоп и водонаполненных ВВ.
Техническая характеристика пневмодозаторов типа МПД
МПД-1 МПД-Im МПД-2 МПД-2М
0,8-5,0 2,6 12,0 13,6
Объем дозы за одни ход................
Максимальная производительность,
кг/мин................................
Рабочий ход, мм.......................
Частота переключении, мин-1...........
Давление сжатого воздуха, МПа . . .
Расход сжатого воздуха, м?/'мин . . .
Дальность транспортирования, м ...
Диаметр транспортного шланга, мм . .
Габариты, мм:
длина ................................
ширина.............................
высота.............................
Масса, кг.............................
250 150 500 600
50-260 115 300 194
55 75 55 55
0,4—0,8 0,4—0,8 0,4—0,8 0,4—0,8
4—7 3—5 9—18 10-20
500 500 400 400
25-50 25-50 60-65 60-80
1000 810 1475 1700
800 480 440 600
270 300 357 420
48 58 88 120
Диафрагменный насос СО-69 конструкции института «Гипроникель» является
объемным насосом, в котором вытеснение жидкости в нагнетательную магистраль
осуществляется путем последовательного изменения объемов секций каждой рабо-
чей камеры и одновременного их замыкания за счет упругих самоуплотняющихся
перегородок.
Несущей частью насоса является литой корпус, в котором смонтированы узлы
и детали насоса: цилиндрический редуктор с пневмодвигателем, вал насоса, на-
клонный диск, шайба. Поверхность шайбы соприкасается с диафрагмой.
Техническая характеристика диафрагменного насоса СО-69
Максимальная производительность но аквавиту, кг/мин............. 15
Рабочее давление, МПа........................................... 1
Частота колебаний шайбы, мин-1 ................................. 117
Дальность подачи акванита по шлангу с внутренним диаметром 36 мм,
м ................................................................. 10
Мощность пневматического привода насоса, кВ г .................. 2,6
Длина зарядной трубки, м ............................................ 2
Расход сжатого воздуха, м3/мин...................................... 2,8
Масса насоса с приводом и зарядным шлангом, кг.................. 130
Камерно-порционный ранцевый пневмозарядчик РПЗ-0,6 (рис. VI 1.24) нагне-
тательного типа предназначен для заряжания шпуров диаметром до 42 мм любого
направления россыпными ВВ. Состоит из пневмодозатора /, емкости для ВВ 2,
крана дистанционного управления 3 и зарядного шланга 4. Емкость выполняется
нз полиэтилена или брезента и снабжена крышкой и заплечными ремнями.
Техническая характеристика пневцрзарядчика РПЗ-0,6
Максимальная производи-
тельность, кг/мин .... 10
Масса порции ВВ, кг . . 0,5—0,6
Рабочее давление сжатого
воздуха, МПа.............0,5—0,6
Максимальная плотность
заряжания, г/см’......... 1,2
Диаметр зарядного шланга,
мм ....................... 18—20
Длина зарядного шланга, м 10
Емкость, л .................. 20
Масса, кг..................... 30
424
Рис. VII. 24. Камерно-порционный ранцевый
пневмозарядчик РПЗ-0,6
Связь, управление, контроль и обеспе-
чение промсанитарии при заряжании шпу-
ров и скважин. Шахтное переговорное
устройство ПУШ-2 предназначено для
обеспечения громкоговорящей связи между
оператором и заряжающим при механизи-
рованном заряжании шпуров и скважин,
а также для связи оператора механизиро-
ванного пункта, находящегося на площадке
растаривания, с приемной площадкой ВВ.
Устройство представляет собой тран-
зисторный усилитель низкой частоты в виде
отдельных блоков, которые соединяются
двухпроводной линией.
В корпусе блока размещены аккумуля-
торы от шахтных светильников, усилитель,
схема коммутации, громкоговоритель.
В конце блока размещены громкого-
воритель и зажимы для подключения
линии.
2
В обоих блоках громкоговорители в режиме передачи выполняют функцию
микрофонов.
Техническая характеристика шахтного переговорного устройства
ПУШ-2
Характер связи ..................................... Симплексный
Максимальное расстояние между абонентами, м......... 300
Питание...............................................Два аккумулятора
«Кузбасс»
Выходная мощность, В г ............................. 3—4
Минимальная продолжительность непрерывной работы, ч 15
Габариты, мм:
блок 1.............................................. 143X150X276
блок II............................................. 1600X74X 120
Масса комплекта, кг................................. 6
Электрическое дистанционное устройство (ЭДУ) предназначено для управле-
ния зарядными механизмами порционного и непрерывного действия малой и сред-
ней производительности.
Техническая характеристика электрического дистанционная
устройства ЭДУ
Питание (аккумулятор «Кузбасс»), В ................................3,75
Максимальное расстояние между оператором и зарядным устройством, м 300
Продолжительность непрерывной работы без подзарядки аккумулятора, ч 24
Масса комплекта, кг............................................... 2
Ламповый электрометр статический (ЛЭС-ЗГ) конструкции Казахского
политехнического института им. В. И. Ленина предиазиачен для измерения бес-
контактным способом величины иапряжеииостн электростатического поля, обра-
зующегося иа зарядном оборудовании при заряжании россыпным ВВ пневматиче-
скими зарядными механизмами.
Прибор (рис. VII 25) смонтирован в металлическом влагонепроницаемом кор-
пусе и состоит из микроамперметра 1, переключателя «накал — анод» 2, переклю-
чателя «измерение — контроль» 3, регулятора установки нуля 4, зонда 5 с метал-
лическим стержнем 6, изоляторов 7, батареи накала 8, кнопки выключателя
425
Рис. VII.25. Ламповый электрометр ЛЭС-ЗГ Рис. VII.26. Дозирующее устройство НГ-6
крышки 9 и к копки выключателя накала 10. Прибор массой 1,1 кг позволяет из-
мерять напряженность электростатического поля в интервале от 100 В до 10 кВ.
Дозирующее устройство НГ-6 (рис. VII.26) конструкции Казахского поли-
технического института им. В. И. Ленина предназначено для подачи жидких ком-
понентов в транспортный трубопровод при заряжании скважин пневматическими
зарядчиками.
Устройство состоит нз емкости для жидкости 1, дозирующей камеры 2, па-
трубков для выдачи жидкости 3 и подвода сжатого воздуха 4, удлинительной на-
садки 5, резинового клапана 6 и отверстий 7, 8 для заполнения дозирующей ка-
меры жидкостью (водой, дизельным топливом). Применение устройства позволяет
сократить просыпь ВВ при заряжании восходящих скважин и улучшить сани-
тарно-гигиенические условия труда.
ГЛАВА 3
ФОРМИРОВАНИЕ ЗАРЯДА ПРИ ПНЕВМАТИЧЕСКОМ ЗАРЯЖАНИИ
СКВАЖИН ГРАНУЛИРОВАННЫМИ ВВ
§ 118. Условия формирования заряда в восходящей скважине
В момент соприкосновения с торцевой поверхностью заряда гранула должна
обладать определенным запасом кинетической энергии. Если кинетическая энер-
гия гранул слишком велика, то происходит частичное разрушение образованного
заряда; если же она слишком мала, то не будет формирования нового слоя.
Каждая гранула заряда удерживается в восходящей скважине под действием
силы трения, которая противодействует силе тяжести. Гранулы по линии 1—1
(рис. VII.27) находятся в состоянии свободного покоя. При формировании слоя
426
между линиями 7—7 и II—II новая
гранула проводит работу по смещению
смежных гранул на расстояние, рав-
ное ее диаметру.
Для устойчивости свода 'необхо-
димо, чтобы
Л7Т > mgi,
где N — сила нормального давления
па гранулу; /т — коэффициент трения
между гранулами; т— масса гранулы;
g — ускорение свободного падения;
i — число гранул в слое.
где d — диаметр скважины; dr —
средний диаметр гранулы.;
Следовательно,
/т
Работа, совершаемая гранулой,
А = Ndr.
В момент соударения
^ = Ndr.
mvl ____mgd2
2 ~ fid? •
Рис. VI1.27. Схема к расчету устойчивого
заряда ВВ в скважине
Минимальная допустимая скорость гранулы, необходимая для образования
устойчивого заряда,
viv=dV~^-
Прн уплотнении и формировании заряда гранула совершает работу
— стсж^ге-
Из условий энергетического баланса
muL
0сж^р = -^.
Предельно допустимая скорость гранулы к моменту ее соударения
„«j/sr
где Осж — временное сопротивление разрушению гранул при сжатии; Угр— пре-
дельный объем гранулы, разрушаемый в период ее соударения с зарядом ВВ прн
нарушении процесса формирования заряда; т — первоначальная масса гранулы.
При постоянной прочности гранул плотность заряда, а следовательно, и его
устойчивость находятся в прямой зависимости от скорости движения частиц.
Варьируя скоростью в допустимых пределах, можно регулировать плот-
ностью устойчивого заряда гранулированных ВВ от 1,05 до 1,3 г/см*, что имеет
важное практическое значение, особенно при веерном расположении скважин.
При постоянной скорости движения частиц плотность заряда регулируется
изменением временного сопротивления разрушению гранул иа сжатие путем до-
бавки жидких компонентов (например, воды в пределах 2—3 % от массы ВВ).
427
Оптимальная производительность зарядного устройства
/73 = —>
где Vi — объем одного слоя заряда; р — плотность заряда ВВ; I — продолжитель-
ность формирования слоя.
4
где d — диаметр скважины; </г — диаметр гранулы.
На производительность зарядчиков оказывают влияние длина и диаметр
транспортного трубопровода, состояние его внутренней поверхности, число и
радиус изгибов.
Для нагнетательных зарядчиков с заданными длиной и диаметром разгрузоч-
ного капала существует оптимальный диаметр зарядного шланга, начиная с кото-
рого производительность зарядчика определяется пропускной способностью раз-
грузочного канала.
С учетом неравномерности работы нагнетательных зарядчиков и других
факторов, снижающих эффективность транспортирования, рекомендуется расчет-
ную производительность принимать в 1,5 раза выше минимально необходимой.
Потери давления при транспортировании на горизонтальных прямолиней-
ных участках
Ры = Рп ( 1 + М>),
где PD — потери давления при движении чистого воздуха, определяемые экспе-
риментально или вычисляемые по формуле Дарси,
vlL
Рв = Х1^р1,:
ц — средняя концентрация; ф = 0,5—0,7 — коэффициент сопротивления дви-
жению материала; X « 0,02 — коэффициент сопротивления движению воздуха;
ив — скорость движения воздуха; L — длина трубопровода; р0— плотность воз-
духа; g — ускорение свободного падения.
Потери давления в местных сопротивлениях
/’м.с^У^Км.с^РвСИ-Фр).
В расчете пневмозаряжаиия можно принять Км.с = 1,5.
При подъеме ВВ иа вертикальных участках трубопровода потери давления
Рпод= ЯрвН/Ю’.
где Н — высота подъема ВВ; рв = 1,6 —2 кг/м3.
Необходимое абсолютное давление в начале транспортного трубопровода
Р = V •+ Р^вЧр/^р + Рпод-
где Р — коэффициент, зависящий от аргумента
А =-. "Р
“пр
А/1С».............. 10 15 20 30 40 50 60 80 100
0-10’.............. 7 5,5 4 3 2,5 2 1,7 1,5 1,2
428
Таблица VII 18
Показатели транспортирования гранулитов АС-8 и АС-4 по
Г. П. Демидюку и А. Н. Бугайскому
Показатели Проходной диаметр зарядного шланга, мм
25 36 48 60 75
Дальность транспортиро- вания, м .Максимальная производи- тельность зарядной уста- новки, кг/с 25 50 0,67 0,5 50 100 1,6 1.0 100 200 2,67 1,83 200 400 3,0 2,0 200 400 4,1 3,1
Соотношения оптимальных скоростей воздуха иа выходе из трубопровода ов,
концентраций смеси р. и приведенных длин транспортного трубопровода £пр для
нагнетательных зарядчиков составляют:
300 400 500 600 700 800 900 1000
23 27 30 32 33 34 35 36
30 25 20 19 18 17 16 15
приближении
Lnp> м . . . . ЮО 200
vD, м/с .... 14 20
ц, кг/кг ... 50 40
Расход воздуха в первом
Л IOOOQt
<?в= м»/мин.
Затем определяется внутренний диаметр трубопровода
d"P=l/ в;
и округляется до стандартного.
В зависимости от диаметра скважины d ориентировочный внутренний диа-
метр зарядного трубопровода
dllp = (0,35-7-0.45) d.
Производительность и дальность транспортирования гранулитов АС-8 и АС-4 по
полиэтиленовым шлангам различного диаметра прн давлении сжатого воздуха
0,5—0,6 МПа исследуются экспериментальным путем (табл. VII 18).
Для конкретных ВВ н условий пиевмозаряжания параметры критической
скорости движения аэросмесей должны быть проверены экспериментально. По
экспериментальным данным строят номограммы (рис. VI 1.28).
По точке пересечения ординат на номограмме первоначально определяют диа-
метр трубопровода.
Для пневмодоставочных трубопроводов, где скорость пневмотраиспортирова-
ния должна быть значительно ниже, чем прн заряжании шпуров и скважин,
расчетный диаметр умножают па коэффициент
«Од
где оом и Иод— соответственно максимальная и допустимая для пневмодоставки
скорости транспорта.
Затем по расчетному диаметру определяют ближайший меньший.
По точкам пересечения ординаты с кривыми «и — Ь (показана штрихами)
и (Q—L) определяют соответственно максимальную скорость пневмотранспорта
и расход сжатого воздуха прн давлении 0,5—0,6 МПа.
Скорость пневмотранспорта должна быть на 25—30 % выше, чем скорость
соударения гранул с зарядом, необходимая при заряжании скважины.
429
Рис. VII.28. Номограмма для определения параметров пневмотранспорта гранулирован-
Экспериментальным путем устанавливается взаимосвязь между производи-
тельностью зарядчика и длиной транспортирования (рис. VII 29).
После выбора тина зарядчика в соответствии с параметрами, определенными
по номограмме, производится его регулировка путем изменения диаметров патруб-
ков дли подачи сжатого воздуха и выдачи смеси ВВ со сжатым воздухом в транс-
портный трубопровод.
По транспортному трубопроводу перемещается полидисперсный и многоком-
понентный поток ВВ.
При выходе из трубопровода происходит резкое расширение объема сжатого
воздуха и снижение его скорости до минимальной величины, близкой к нулю
Замедление скорости движения частиц ВВ
определяется в основном сопротивлением
воздуха.
Сила сопротивления воздуха движе-
нию гранулы
Гсд= тф2иг,
гдеф — коэффициент сопротивления дви-
жению гранулы; v — скорость движения
гранулы.
После решения уравнений движения
гранул в скважине
Рис. VII.29. График зависимости про- X = — фх2.
изводителыюсти П3 зарядчика от дли-
ны L транспортирования: у =___________gf
1 — зарядчик ЗП-5; диаметр шланга
шланга ^м”Т-Кза3рядчи’кДЗП-^ гдс S ~ ускорение свободного наде-
дкаметр шланга 44 мм ния гранулы, определяется ОПтималь-
430
иРе расстояние зарндного (транспортного) шланга до формируемого за-
ряла- , , ,
1 g+^Ssma
L-2^ g + W ’
r (e Vq и — соответственно скорости пневмотранспортнроваиия в трубопроводе и
^ударения гранулы с зарядом ВВ (оа> ot); a — угол между горизонтальной
плоскостью и стороной факела потока ВВ от конуса транспортного трубопровода
до стенки скважины, градус.
§ 119. Экспериментальные показатели
физико-механических свойств гранулированных ВВ
Временное сопротивление гранул разрушению при сжатии определяется с по-
мощью установки, состоящей из мнкропресса и циферблатных весов
Исследуемая проба перед испытанием на прочность выдерживается прн ком-
натной температуре (не выше 25 °C) в герметически закрытой склянке не менее
12 ч. Па технических весах взвешивается 100 г аммиачной селитры или гранулита
,\('-8 с точностью до 0,5 г и просеивается в течение 2 мин через сита (отбирается
фракция 1—2 мм). Затем отбирают 25 гранул диаметром 1,5 мм из фракции 1—2 мм,
которые пинцетом помещают па подставку.
С помощью микровнита опускают ручной пресс и создают давление на гранулу
до момента ее разрушения, что определяется резким скачком стрелки в сторону
меньших нагрузок По результатам анализов находят среднюю величину прочно-
сти гранул в граммах После каждого определения с поверхности поршня н пол-
ставки удаляют остатки раздавленной гранулы. Усредненная сила нормального
давления в момент разрушения гранул одной партии
W1 + Nt + Na + . н. Nis
Nrp =------------25------------’
। де Л\, Nf и т. д. — силы нормального давления в момент разрушения каждой
ранулы, Н, 25 —число раздавленных гранул.
Если в числе 25 гранул имеется некоторое количество гранул, которые прес-
суются, но не раздавливаются, то прн расчете результатов испытаний не следует
учитывать данные, полученные при пластической деформации гранул. Число раз-
рушенных гранул должно быть в любом случае не менее 25.
Временное сопротивление (П/м®) разрушению гранул при сжатии
где SM — площадь мнделевого сечения гранулы, м®.
Средние показатели временного сопротивления разрушению гранул аммиач-
ной селитры, игданита и гранулита ЛС-8 при сжатии соответственно составляют
46-10s, 40-10» и 32- 10s Н/м®.
В условиях повышенной влажности подземных рудников и в процессе транс-
портировки от базисного склада до района взрывных работ ВВ изменяют свои
механические свойства
В зависимости от расстояния доставки н условий хранения ВВ временное
сопротивление разрушению игданита н гранулита ЛС-8 в шахте снижается на 15—
20 %.
Влияние влажности на временное сопротивление гранул при сжатии и пла-
стичность ВВ определяются по следующей методике. Около 200 г аммиачной се-
титры или гранулита АС-8 просеивается через сито № 2 на сито № 1. Берется
Ю г продукта, оставшегося на сите № 1. Исследование проводится на приборе,
состоящем из винтового пресса, весов типа ВТЦ и плоскодонной пробирки высо-
той 50 мм и диаметром 1,7 мм. Па прибор наносится риска иа уровне 30 мм от
дна. Предварительно в продукте определяется содержание влаги. Продукт, рас-
сыпанный тонким слоем в чашечке, ставят в эксикатор, где находится сосуд с во-
юй. Увлажненный продукт насыпается в пробирку до отметки, после чего в про-
431
Рис. VII.30. График зависимости временно-
го сопротивления гранул раздавливанию Р
н пластичности П от содержания влаги В-.
1 н 2 — давление иа гранулу диаметром
1,5 мм соответственно для гранулита АС-8
и аммиачной селитры; 3 — показатель пла-
стичности гранулита АС-8
Коэффициент пластичности Кп
гранулита АС-8 для различного
содержания в ла, и
Содержа- ние ВЛ%"’ КП абсолютный Кп отно- сительный
0.5 0,153 [
1.0 0,183 1.196
1,5 0.207 1,253
2.0 0,257 1,679
2,5 0,187 1,22
бирку вставляется пуансон диамет-
ром 1,5 мм. Пробирка подводится под
микропресс. Уплотнение достигается
посредством вращения винта микро-
пресса до разрушения первой гра-
нулы, что отмечается по скачку стрел-
ки весов После этого замеряется длина
выхода винта микропресса. Разность
между длиной вннта после уплотне-
ния и начальной дает величину пластичности гранулита АС 8. Для одной пар-
тии ВВ производится десять определений, из результатов которых вычисляют
среднее арифметическое при показаниях влажности 1, 2, 3, 4. 5 %.
При определении пластичности фиксируется предел прочности гранулы по
шкале весов. По данным испытаний строят i рафик (рис. VII.30).
Коэффициент пластичности определяется по формуле
К - П
Кп~Т’
где П — показатель пластичности, мм; Л — высота столба ВВ при опытах, мм.
О влиянии влаги на коэффициент пластичности для гранулита АС-8 можно
судить по данным табл. VI 1.19.
Коэффициент сопротивления движению гранул экспериментально опреде-
ляется на опытном стенде, состоящем из полиэтиленовой прозрачной трубы диа-
метром 67 мм при толщине стенки 2,5 мм и приставки для фотографирования по
лета гранулы при выходе из зарядного трубопровода
Для диапазона скоростей 10—60 м/с при корреляционном отношении 0,8
коэффициент сопротивления
Ф -- 0,3 I- 0 005ио.
Коэффициент треиня между гранулами, полученный экспериментально, со-
ставляет. аммиачная гранулированная селитра по гранулиту АС-8 — 0,67—0,62;
гранулит АС-8 по гранулиту АС-8 — 0,44—0,46, нгданит по игданиту 0,55—0,6
Средний гранулометрический состав исходного продукта и предельный в усло-
виях максимально допустимых скоростей соударения частиц с ВВ, при которых
происходит нарушение режима формирования заряда, определяется эксперимен-
тально методом ситового анализа продукта в зарядчике и просыпн.
Для расчетов разрушенный объем гранулы при максимальной скорости соуда-
рения частиц при диаметре скважин 40—150 мм принимается равным: для нгда-
нита — (7,0-5-7,5) 10”10 м3, для гранулитов ЛС-8 и АС-4 — (5,84-6,5)-10 10 м3.
432
§ 120. Регулирование плотности заряда ВВ
в скважине
Увеличение суммарной длины скважин при веерных схемах разбуривания
блоков вызывает нецелесообразное повышение удельного расхода ВВ и неравно-
мерное дробление.
Равномерное распределение энергии ВВ в слое отбиваемой руды при веерном
расположении скважин достигается изменением плотности заряда по длине сква-
жины и величиной недоэаряда.
С повышением начальной скорости и0 от 40 до 55 м/с высота подъема Ln гра-
нул увеличивается с 3,5 до 3,6 м (3 %), а прн предельных значениях даже умень-
шается с 7,5 до 6,9 м (7%) из-за сопротивления воздуха движению пото-
ка ВВ.
Следовательно, увеличение начальной скорости движения гранул на выходе
нз транспортно-зарядного шланга более 40—45 м/с нерационально. Это условие
практически ограничивает возможность заряжания восходящих скважин свыше
150 мм гранулированными ВВ с физико-мехаинческими свойствами, аналогичными
гранулиту АС-8.
В связи с более высокой прочностью гранул аммиачной селитры игданит
имеет более широкий диапазон применения.
Новые типы ВВ дли заряжания скважин диаметром свыше 150 мм должны
обладать не только повышенной прочностью i ранул в связи с увеличением скоро-
стей движения по трубопроводам и в скважное, но и значительной вязкостью и
пчастичностью поверхностной части слоя.
§ 121. Инициирование заряда гранулированных ВВ
Гранулированные ВВ простейшего состава обладают сравнительно большой
энергией взрыва, но отличаются пониженной чувствительностью к внешнему им-
пульсу, что обусловливает необходимость повышения эффективности промежуточ-
ного детонатора для обеспечения максимальной полноты взрывчатого превращения
зарядов.
Заряды малочувствительных ВВ инициируют сосредоточенным промежуточ-
ным детонатором из бризантного ВВ.
При инициировании зарядов ВВ сосредоточенным инициатором (промышлен-
ные детонаторы, а для низкочувствительных ВВ — сосредоточенные промежуточ-
ные детонаторы) в инх распространяется сферическая детонационная волна,
быстро формирующаяся в плоскую, фронт которой с границей раздела «ВВ —
горная порода» составляет прямой угол.
При инициировании зарядов линейным инициатором (детонирующий шнур),
размещенным по всей их длине, в зарядах распространяется фронт детонационной
волны конической формы, который с границей раздела «ВВ — горная порода»
составляет некоторый острый угол.
С уменьшением угла наклона фронта детонационной волны от 90 до 0* давле-
ние волны напряжений возрастает более чем в 2 раза, а массовая скорость среды —
в 1,8—1,9 раза. При этом доля потенциальной энергии, перешедшей в среду, воз-
растает на 40 %.
Для получения паилучших результатов взрыва зарядов простейших ВВ
целесообразно использовать промежуточные детонаторы, обеспечивающие весьма
значительный первоначальный импульс скважинному заряду, способствующий
началу взрывчатого превращения со скоростью, значительно превышающей устой-
чивую скорость детонации
Если в скважинном заряде размещаются несколько промежуточных детона-
торов, то общая энергия взрыва значительно повышается.
Оптимальная масса сосредоточенного промежуточного детонатора для испы-
туемых ВВ составляет 3—10% (табл. VII 20)
Скорость детонации основною заряда простейших аммиачио-селитрепных
ВВ по многом задней! от скорости детонации нинц (ирующего заряда (рис VII 31),
что важно для малых диаметров взрывных скважин.
433
Рис. VII.3I. График зависимости
скорости детонации t>Q основного
заряда В В от скорости детонации
Du инициирующего заряда:
I - ЛС-ДТ; 2 - АС-Д1 с добавкой
3—5 % древесноймуки
Т а б л и ц а VII 20
Объем воронки взрыва (м3) при различных
отношениях масс промежуточного детонатора
(аммонит № 6 ЖВ) и основного заряда
при инициировании эчектродетонатором
Отно- шение масс, % Зериограну- лит 79/21 Водоиа- полнениое ВВ Iраиулит АС-4
I 1,687 0,798 0,352
2,825 3,052 1,868
10 3,040 4,027 3,116 3,145
20 2,984 4,081
Рис. VII.32. Конструкция заряда
гранулированных ВВ в скважинах
малого диаметра:
1 — скважина; 2 — патрон-боевик;
3 — электродстоплтор; 4 — кон-
цевые провода электродетоиатора;
S — патрон-боевик с Дш, б —
промежуточные детонаторы диамет-
ром 20—25 мм; 7 — стандартный
детонирующий шнур; 8 — заряд ВВ
Для ориентировочных расчетов снижения скорости детонации в зависимости
от диаметра скважин d и </i проф. Л В. Дубнов предложил формулу
где D и Di — скорости детонации, соответствующие диаметрам скважин d и
Оптимальное число нитей Д1П-А в пучке инициатора составляет, четыре —
для зерногранулнта 79/21, шесть — для водонаполиеиного ВВ и восемь — для
гранулита АС-4.
Для получения максимальной энергии взрывчатого превращения заряда
целесообразно устанавливать мощные промежуточные детонаторы (рис. VII ,32)
ГЛАВА 4
ПАРАМЕТРЫ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ
§ 122. Удельный расход ВВ, диаметр и сетка скважин
В практике подземной разработки рудных месторождений, как правило,
параметры буровзрывных работ на очистной выемке определяются экспери-
ментальным путем нли по аналогии с другими рудниками. Достижение тре-
буемого качества дробления руд в этом случае связано с корректировкой
принятых параметров отбойки по данным опытных взрывов.
Ниже приводится методика приближенного расчета параметров буро-
взрывных работ. Для использования этой методики необходимо знание вели-
чины <?0— удельного расхода ВВ па отбойку при определенном значении диа-
метра взрывных скважин, когда обеспечивается заданное качество дробления
руды. Если этих сведений нет, можно пользоваться средними значениями
величины qa по обобщенным данным практики с учетом качества дробления,
крепости отбиваемой руды и применяемого при этом диаметра взрывных
скважнн или шпуров.
Технологическую связь между параметрами отбойки и дробления горной
массы устанавливают по удельному расходу ВВ на отбойку, который связан со
434
многими другими параметрами Линия наименьшего сопротивления взрывных
склажии (м) ______
W V № ’
|JC Q— количество ВВ, размещаемое в 1 м скважины, кг; е— коэффициент от-
носительной работоспособности ВВ; q0 — удельный расход ВВ на отбойку, кг/т;
.— плотность руды, т/м3; т — коэффициент сближения скважии.
где d — диаметр скпажины, м, р — плотность заряда ВВ, кг/.м3, I — длина сква-
жины, равная 1 м
Плотность пород у устанавливается при разведке месторождения до разбури-
вания блока.
Коэффициент сближения скважин т зависит от горнотехнических условий
н находится в широких пределах.
Удельный расход ВВ иа отбойку <70 зависит от мощности применяемых ВВ,
диаметра скважин, крепости, плотности и принятого размера кондиционного куска.
Диаметр скважин влияет на производительность труда забойного рабочего и себе-
стоимость I т руды, определяет выбор способа бурения, сечение буровых выра-
боток, сетку скважин.
Во всех случаях задача выбора оптимальных параметров буроврзывных работ
при изменении диаметра взрывных скважин может быть решена, если будет оп-
ределено влияние этого параметра иа показатели бурения и взрывных работ.
В общем виде зависимость удельного расхода ВВ на отбойку от диаметра сква-
жии прн постоянном качестве дробления взрываемого массива может быть выра-
жена формулой
< 7о = ИЛИ q° = q<,1Kd'
где qu н Qq — удельные расходы ВВ иа отбойку, соответствующие диаметрам сква-
жин d и dlt кг/т; i — 0,33 — 0,5 — показатель степени, зависящий от горнотех-
нических условий и глубины скважины; ^—коэффициент влияния диаметра
скважнн.
Зависимость удельного расхода ВВ на отбойку от коэффициента крепости
пород в общем виде может быть выражена формулой
< 7о = <701 |/ или q0 = qnKf.
При постоянстве качества дробления руды и всех прочих условий, расходы
ВВ па огбойку 1 м3 постоянны, но в пересчете на 1 т различны.
Это различие учитывается формулой
< 7о = <701 ~ или q9 = q01K3,
где <70 н qol — расходы ВВ па отбойку, соответствующие плотности руды у и ft.
Рост производительности труда при системах разработки с отбойкой руды
глубокими скважинами значительно сдерживается трудоемкостью выпуска и в ос-
новном из-за вторичного дробления негабарита.
Одним из направлений, значительно улучшающих технико-экономические
показатели на выпуске руды, является увеличение размеров кондиционного куска.
Так, по данным ВНИИЦветмета, установка на подземных рудниках Ленииогор-
ского комбината дробилки с приемным отверстием 1200Х 1500 мм позволит уве-
личить размер кондиционного куска с 400 до 900 мм н сократить выход негабарита
с 20—25 до 6—8 %. Себестоимость 1 т руды по блоку, без учета затрат на пере-
оборудование люковых устройств и замены подвижного состава, предполагается
снизить почти вдвое.
Зависимость удельного расхода ВВ иа отбойку от размера кондиционного
куска определяется иа основе гипотезы В. Л. Кирпнчева.
435
Рис. VII.ЗЭ. Схема к расчету (а и <7) и зависимость коэффициента Яс от размера конди-
ционного куска с (в)
Энергия па разрушение объема породы
E = LAq lg(4)FM1
где tiAq — удельная работа на разрушение единицы объема материала; с — сред-
ний диаметр кусков после дробления; Км — объем обрушаемого материала, R —
средний диаметр кусков до дробления, м
Коэффициент изменения энергии разрешения при увеличении размера кон-
диционного куска от сг до с
Е A/l?lg(/?p/c)l/M
с Ei AX9lg(/?p/C1)l/H ’
где Е — энергия разрушения для получения кондиционного куска, равного с;
Ei — энергия разрушения для получения размера кондиционного К)ска, рав-
ного С! (рис. VII 33, а, б)
При значениях ₽р от 7 до 2 м 0,4 м и с — 0,4 4- 1,2 м, что соответствует
практике подземных рудников,
к<= = ТтЬг илн = ]/ -у ’
где с и с, — размеры кондиционного куска, соответствующие расходам па первич-
ную отбойку q0 и goi; Кс — коэффициент расхода ВВ па отбойку при различных
размерах кондиционного куска
Если при размере кондиционного куска сг расход ВВ на первичную отбойку
составляет д01, то прн изменении размера кондиционного куска до с
<7о = <foiKc. = <foi
Р Густафсон па основе экспериментов и анализа практики рудников Швеции
установил степень дробления руды в зависимости от удельного расхода ВВ па
отбойку (рис. VII.34)
С учетом практических данных
?о = 0.95<?о1'|/
при среднеквадратнческом отклонении 6,55%.
Отклонения расчетных и практических данных но ряду других отечественных
и зарубежных предприятий составляют 5—8%.
При огбойкс скважинными зарядами диаметром 135—150 мм руд неболь-
шой трещиноватости с f ~ 14-s-15 и с применением натренированных аммонита
№ 6 и аммонала ВЛ-8 суммарный расход ВВ на 1 т добытой руды является воли-
436
чИ)10Й практически постоянной и составляет
0,792 кг/т (коэффициент вариации 6,2 %).
В этих горнотехнических условиях можно
регулировать качество дробления руды рас-
ходом ВВ па отбойку в пределах 0,280—
0.700 кг/т (коэффициент вариации 19,2 %)
Постоянство расхода ВВ наблюдается
для различных условий (табл. VII.21)
Прямая зависимость между удельным
расходом ВВ на отбойку и выходом негаба-
рита установлена также В. К. Рубцовым
Увеличение удельного расхода на от-
бойку свыше критической величины (<?с—<7в)
практически нс влияет па улучшение каче-
ства дробления руды и приводит к значи-
тельному перерасходу ВВ и снижению тех-
нико-экономических показателей при очист-
ной выемке. Снижение выхода негабарита
в этом случае возможно за счет перехода па
отбойку руды скважинами уменьшенною
диаметра.
При уменьшенных параметрах сетки
скважин значительно повышается произво-
дительность труда иа выпуске и доставке
руды, снижаются затраты иа поддержание
выработок горизонта скреперования н за-
Рис. VII 34. График зависимости
размера куска с после дробления от
удельного расхода BB на отбойку д„
на рудниках Швеции:
/ — ш = 3 -г 4 м; 2 — и> = 2 м; 3 —
пылениость воздуха, ио возрастают затраты
на разбуривание блоков н отбойку руды
В общем виде себестоимость и трудовые затраты иа отбойку и выпуск
руды при очистной выемке выражаются формулами
С = Сб + Со + Св + Си;
Т = Тб г То + Тв Тп,
С с, (Тс,) — стоимость (трудоемкость) буровых работ; Со (То) — затраты на доставку
ВВ, зарядку скважин,"стоимость ВМ (трудоемкость работ по отбойке руды);
Си (Тв) — стоимость (трудоемкость) на выпуске руды; СП(ТП) — стоимость
(трудоемкость) поддержания подготовительных выработок.
Стоимость буровых работ
с СсКв.з с _ 4С< /(в.з<7о
Сб~ Way С<5- л^/р ’
где Сс — себестоимость 1 м скважины; q0 — удельный расход ВВ па отбойку;
W — линия наименьшего сопротивления; а — расстояние между скважинами
в рнду, а= Wm; у — плотность руды; d — диаметр скважин; Ки.а—коэффи-
циент, характеризующий измсиеиие выхода руды; с 1 м скважины за счет веер-
ного их расположения и условий «зажима», р—плотность заряда ВВ.
Трудоемкость работ по разбуриванию блоков
Гс = Wmyn6 ИЛИ Тб = яД>/7(£ ’
где /7б — производительность бурового рабочего
Стоимость ВМ на первичную отбойку
СВм =М (<7оСвв + Смв.
|де <?0 — расход ВВ иа первичную отбойку; СВв — стоимость 1 кг ВВ; —
расход ДШ-А на отбойку; 1,1 — коэффициент, учитывающий установку проме-
437
Удельный расход ВВ иа отбойку и вторичное дробление по месторождениям
Месторождение Коли- чество отрабо- танных блоков Средний удельный расход Коэффициент ва- риаций (%) по величинам
Чо ?в Чс Чв »с
Рнддер-Сокольное 55 0,537 0,255 0,792 19.2 6.2
Риддср-Сокольное И 0,625 0,177 0,802 22,6 5,0
Тишинское 8 0,420 0,133 0,553 15 8,7
Тишинское 8 0,437 0,112 0,549 3 4,7
Зыряновское 15 0,474 0,331 0,805 16 6.6
Зыряновское 5 0,642 0,096 0,738 25 3,0
Таблица VII 21
Диаметр скважнн, тип ВВ.
крепость пород
d = 135—150 мм; аммонит № 6 ЖВ и
аммонал BA-8; f = 14 ч- 18
d= 105 мм; i ранулит АС-8, f= 12 —16
d = 105 мм; аммонит № 6 ЖВ и аммо-
нал BA-8; f= 8 -=- 10
d = 56—65 мм; гранулит АС-8; f =
= 8 ч- 10
d = 130—145 мм; аммонит № 6 ЖВ
и аммонал BA-8; f = 13 -=- 25
d = 105 мм; аммонит № 6 ЖВ и аммо-
нал ВА-8; / — 13 + 15
суточных детонаторов, патронов-боевиков, повышенный расход ЛШ-А за счет
обвязки патронов-боевиков; С'д — стоимость Д1П-А; Смв — стоимость произ-
водства массовых взрывов при отбойке руды
Удельный вес затрат времени иа вторичное дробление, включая подготови-
тельные операции и проветривание выработок, достигает 40%.
Производительность труда па выпуске руды, кроме качества дробления об-
решаемого массива, зависит от мощности применяемого оборудования, длины до-
ставки н схем подготовки блоков.
В связи с этим расчетные параметры должны уточняться с учетом конкретных
горнотехнических условий каждого предприятия.
Затраты на выпуске:
Св = Л7 “ 113<7вСВВ,
тс 2<. — средняя заработная плата рабочего иа выпуске и доставке руды; Лс-
производителыюсть труда рабочего на выпуске и доставке руды, <?в— удельный
расход ВВ иа вторичное дробление; 1,3<?0С'0 — затраты иа вторичное дробление
по ВВ н ЛШ-А; 1,3 — коэффициент, учитывающий расход средств взрывания.
Затраты н трудоемкость работ по поддержанию горных выработок на I т руды
в основном изменяются пропорционально срокам отработки блоков. При значи-
тельных объемах взрывных работ на вторичное дробление необходимо учитывать
работы по перекреплению подготовительных выработок.
са=ст1,
где Си и Сщ — затраты па поддержание горных выработок при соответствующих
сроках отработки блоков Т и 7\.
Срок отработки блока зависит от производительности труда иа выпуске руды-
г_ °рб
пПс ’
где Gpo — запас руды в блоке; п — число скреперистов (выработок выпуска);
Лс —средняя производительность труда скрепериста на выпуске руды.
С учетом изложенных функциональных связей выполнены расчеты стоимост-
ных затрат С и трудоемкости Т по процессам для средних условий (табл. VII.22,
VП.23, VII 24) f = 12, у = 2,75 т/м®; размер кондиционного куска с - 400 мм;
ВВ — гранулит АС-8, е~ 0,85; плотность заряда р= 1,15; расположение сква-
жин глубиной до 15 м — веерное при коэффициенте снижения выхода руды
Лвз = 1,5, заработная плата скрепериста — 12,0 руб/см; стоимость 1 м сква-
жины диаметром 145—150 мм — 7,55 руб; сменная производительность труда ра-
бочего при бурении скважин диаметром 145—150 мм — 10,2 м; стоимость 1 м сква-
жины диаметром 105 мм — 5,6 руб ; сменная производительность труда рабочего
при бурении скважин диаметром 105 мм — 13,3 м; стоимость 1 м скважины диа-
метром 56 мм — 1,76 руб ; сменная производительность труда рабочего при бу-
рении скважин диаметром 56 мм — 54 м.
Анализом суммарных затрат и трудоемкости (рис. VII.35; VII 36) устанавли-
ваются оптимальные удельные расходы ВВ па отбойку, которые для средних ус-
ловий составляют- при диаметре скважин 65 мм — 0,450—0,500 кг/т (сетка 1,6Х
X 1,9 м); 105 мм — 0,600—0,650 кг/т (сетка 2,3X2,7 м); 145—150 мм — 0,650—
0,750 кг/т (сетка 2,8X3,3 м).
Эти параметры могут обеспечить выход не! абарита при отбойке руды до 5—
Ю %. Увеличение расхода ВВ иа отбойку свыше указанных пределов не улучшает
качества дробления руды (соответственно н затрат па выпуске) и приводит к рез-
кому снижению эффективности буровзрывных работ н показателей при очистной
ныемке.
439
Таблица VII.22
Расчетная стоимость затрат С (руб/т) и трудоемкость Т (чел-смен/т) по процессам
для средних условнЦ; d = 65 мм
Расход ВВ. Расчетные параметры Бурение Отбойка Выпуск Поддержание выработок затрат
«О шха. м т с т С т с т С т с т
0,130 0,600 3,06X3,66 20,57 0,0856 0,0011 0,0354 0,0003 0,5064 0,0217 0,1791 0,0105 0,8065 0,0336
0,200 0,500 2,5X3,00 13,75 0,1280 0,0016 0,0531 0,0004 0,4198 0,0179 0,1453 0,0085 0,7462 0,0284
0,260 0,400 2,16X2,59 10,25 0,1717 0,0022 0,0710 0,0006 0,3428 0,0149 0,1222 0,0071 0,7077 0,0248
0,330 0,300 1,93X2,32 8,20 0,2146 0,0027 0,0887 0,0007 0,2694 0,0122 0,1000 0,0058 0,6727 0,0214
0,390 0,200 1,78X2,13 6,95 0,2532 0,0032 0,1063 0,0008 0,1948 0,0094 0,0770 0,0045 0,6313 0,0179
0,460 0,100 1,64X1,97 5,93 0,2968 0,0037 0,1244 0,0010 0,1178 0,0064 0,0523 0,0030 0,5913 0,0141
0,500 0,050 1,54X1,86 5,25 0,3352 0,0042 0,1370 0,0011 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,5795 0,0116
0,550 0,050 1,48X1,78 4,83 0,3644 0,0046 0,1508 0,0012 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,6225 0,0121
0,600 0,050 1,42X1,71 4,43 0,3973 0,0050 0,1645 0,0014 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,6691 0,0127
0,700 0,050 1,ЗХ 1,57 3,77 0,4668 0,0059 0,1919 0,0016 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,7660 0,0138
0,800 0,050 1,22X1,46 3,28 0,5366 0,0068 0,2193 0,0018 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,8630 0,0149
Г а б л и ц а УП 23
Расчетная стоимость затрат С (руб/т) и трудоемкость Т (чел-смен/т) по процессам
для средних условий; d = 105 мм
Расход Расчетн ые параметры Бурение ОтбоЛка Выпуск Поддержание выработок затрат
КГ/Т
«0 «в 0)Х«, м X, т с Т С т С т С т с т
0,170 0,600 4,21X5,05 39,0 0,1436 0,0019 0,0374 0,0003 0,5064 0,0217 0,1791 0,0105 0,8665 0,0344
0,250 0,500 3,46X4,15 26,3 0,2127 0,0029 0,0560 0,0004 0,4197 0,0179 0,1453 0,0085 0,8338 0,0297
0,330 0,400 3,03X3,63 20,2 0,2774 0,0037 0,0746 0,0005 0,3428 0,0149 0,1222 0,0071 0,8170 0,0262
0,420 0,300 2,7X3,24 16,1 0,3471 0,0047 0,0939 0,0006 0,2694 0,0122 0,1000 0,0058 0,8120 0,0233
0,500 0,200 2,47X2,96 13,4 0,4172 0,0060 0,1120 0,0007 0,1948 0,0094 0,0770 0,0045 0,8010 0,0206
0,580 0,100 2,27X2,72 и.з 0,4943 0,0067 0,1305 0,0008 0,1178 0,0064 0,0523 0,0030 0,7949 0,0169
0,620 0,050 2,18X2,61 10,4 0,5359 0,0072 0,1398 0,0009 0,0721 0,0043 0,0352 0,0022 0,7830 0,0144
0,650 0,050 2,13X2,56 10,0 0,5600 0,0075 0,1466 0,0009 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,8139 0,0147
0,700 0,050 2,06X2,47 9,3 0,6002 0,0081 0,1578 0,0010 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,8653 0,0154
0,800 0,050 1,92X2,3 8,1 0,6917 0,0093 0,1804 0,0012 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,9794 0,0168
0,900 0,050 1,84X2,2 7,4 0,7568 0,0102 0,2030 0,0013 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 1,0671 0,0178
Расчетная стоимость затрат С (руб/т) н трудоемкость Т (чел-смен/т) по процессам
для средних условий; d = 145—150 мм
Таблица VII.24
Расход ВВ, Расчетные параметры Бурен не Отбойка Выпуск Поддержание выработок затрат
Яо «в шха. и X, т с Т С т с т с т с т
0,190 0,600 5,4X6,50 64,4 0,1173 0,0015 0,0409 0,0002 0,5064 0,0217 0,1791 0,0105 0,8437 0,0339
0,290 0,500 4,39X5,27 42,5 0,1779 0,0023 0,0614 0,0003 0,4198 0,0179 0,1453 0,0085 0,8044 0,0291
0,380 0,400 3,81X4,58 32,0 0,2359 0,0031 0,0818 0,0004 0,3428 0,0149 0,1222 0,0071 0,7827 0,0255
0,470 0,300 3,42X4,11 25,8 0,2929 0,0038 0,1054 0,0005 0,2694 0,0122 0,1000 0,0058 0,7677 0,0223
0,570 0,200 3,10X3,72 21,2 0,3565 0,0046 0,1228 0,0006 0,1948 0,0094 0,0770 0,0045 0,7511 0,0191
0,660 0,100 2,87X3,45 18,2 0,4157 0,0054 0,1433 0,0007 0,1178 0,0064 0,0523 0,0030 0,7291 0,0155
0,710 0,050 2,77X3,32 16,9 0,4494 0,0058 0,1537 0,0008 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,7104 0,0129
0,750 0,050 2,67X3,20 15,7 0,4806 0,0062 0,1635 0,0009 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,5514 0,0134
0,800 0,050 2,59X3,10 14,7 0,5125 0,0066 0,1744 0,0009 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,7514 0,0138
0,900 0,050 2,45X2,94 13,2 0,5719 0,0074 0,1962 0,0010 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,8754 0,0147
1,000 0,050 2,59X3,10 11,9 0,6332 0,0082 0,2180 0,0011 0,0721 0,0043 0,0352 0,0020 0,9585 0,0156
рнс. VII.35. График зависимости суммар-
ных затрат С при очистной выемке от удель-
ного расхода В В на отбойку q„x
1, 2 к 3 — для диаметров скважнн соответ-
ственно 65, 105 и 145 — 150 ым
Рнс. VII.Зв. График завнснмостн суммар-
ной трудоемкости работ Т прн очистной
выемке от удельного расхода В В на отбой-
ку де-
1, 2 к 3 — для диаметров скважнн соответ-
ственно 65. 145 —150 к 105 мы
Дальнейшее снижение выхода негабарита возможно только за счет уменьше-
ния диаметра скважин оптимальной длины, при которой обеспечивается мини-
мальное отклонение от проектных отметок.
§ 123. Глубина скважин
Оптимальная глубина скважнн определяется технико-экономическим
расчетом.
Прн постоянной технологии бурения н прочих равных условиях изменение
стоимости бурения 1 м скважины иа различной глубине определяется заработной
платой горнорабочего и производительностью труда.
ДСб=^-_
Ябм Ябм
где полная заработная плата бурилыцика; П6к н П'6ы — соответствующая
производительность труда бурильщика.
На 1 т обуренной руды изменение затрат
ЛСрб=^(^~4:)-
С увеличением средней глубины скважины изменяются затраты на проведение
выработок буровых горизонтов.
дсрн=(£~
где S — сечение буровой выработки; Sj — площадь слоя, соответствующая сред-
ой глубине скважины S4 — то же, при /4; Сн — стоимость 1 м3 нарезных ра-
°°т; У — плотность руды, т/м3.
Площадь слоя
S1 = £? и S2 = Lj.
443
Откуда
Изменение трудоемкости проведения нарезных выработок на 1 м скважинь
С целью максимального снижения выхода негабарита параметры сетки
скважин (to и а) принимаются меньше радиуса разрушения. j
Радиус разрушения зависит от диаметра заряда, коэффициента крепости по-
род в блоке и типа применяемого ВВ- ’
где ротн — относительная плотность заряда ВВ, с — коэффициент относитель-
ной работоспособности В В 1
Допустимое линейное отклонение скважин от проектной ’
Допустимый угол отклонения определяется по формуле
Расчет линейных и угловых отклонений скважин (табл. VII 25) выполнен
для условий ВВ — гранулит ЛС-8; I = 0,85; р = 1,15; у = 2,8 т/.м8; т = 1,2;
кондиционный кусок с = 400 мм, <?в = 0,050 кг/т.
Допустимая длина скважин, при которой гарантируется отбойка слоя руды,
_ A to
Д“ tgpCp ’
где Згр — средний угол отклонения скважин для данного бурового оборудования
и горнотехнических условий.
Средние угловые отклонения скважин от проектного направления для раз-
личных способов бурения составляют шарошечный — 3° 17', пневмоудариый,
d = 150 мм — 4° 40z и d — 105 мм — 3° 32', штанговый — 1° 38' (зенитный угол)
и 2° 45' (азимут)
Предельная глубина скважин.
шарошечных, d = 145 мм
i 1>8 ,
n=^ = t7354r=31'4 м>
пиевмоударных, d = 150 мм
444
Таблица VII.25
допустимые углы отклонений скважии различного диаметра
диаметр скважин, мм Коэффн- цнент крепости пород Расчетные показатели Глубина скважнп
Яр, м Яр-и, 10 м 20 м 30 м
36 15 0,9 0,9 0 0 0 0
8 1,06 1,06 0 0 0 0
42 15 1,02 1,15 0,13 0° 45' 0°20' 0 14'
8 1,20 1,37 0,17 0° 58' 0° 27' 0° 18'
56 15 1,27 1.54 0,27 1° 32' 0°46' 0°ЗГ
8 1,49 1,83 0,34 Iе 57' 0° 58' 0° 38'
65 15 1,41 1,79 0,38 2° 10' 1°05' 0°45'
8 1,65 2,12 0,47 2° 41' 1°22' 0°55'
80 15 1,65 2,2 0,55 3°09' 1°36' 1°02'
8 1,91 2,6 0,69 3° 57' 2° 00' 1°20'
105 10 2,02 2,89 0,87 5° 00' 2° 28' 1°40'
8 2,38 3,42 1,04 5° 44' 3°00' 2° 00'
125 15 2,27 3,45 1,18 6° 44' 3° 22' 2° 15'
8 2,72 4,07 1,35 7° 40' 3° 50' 2° 33'
150 15 2,48 4,00 1,52 9° 26' 4° 43' 3°09'
8 3,09 4,89 1,80 10° 09' 5° 04' 3° 23'
0,47
tg 1°38'
= 16,5 м.
Углы отклонений, полученные для средних условий, должны уточняться
с учетом конкретной технологии.
При соблюдении специальных технических и технологических мер отклоне-
ние скважии может существенно уменьшаться. При отклонении скважин от про-
ектного положения (рис. VII.37) удельный расход ВВ па отбойку слоя снизится
иа величину
G________G
wLa / , Дю\ ,
При постоянном общем расходе ВВ удельный расход иа вторичное дробление
, , Дю
“7b — ?п + % ’
Дополнительные затраты иа выпуске руды за счет выхода негабарита
ДСР” = “ 1^) + 113<?о Свв-
где Zc — заработная плата скрепериста; Пс и П'с — производительность труда
скрепериста при удельных расходах ВВ на вторичное дробление qQ н q’Q; 1,3 q0 X
X —дополнительные затраты иа расход Д1П, ВВ и средств взрывания.
445
Таблица VII.26
Изменение удельных затрат АС (руб/т) и трудоемкости Т (чел-смеи/т)
по процессам прн уменьшении глубины скважин для средних условий
£ е5 s 3 ss| Буренке Нарезные работы
ДС дт ДС ДТ
1 600 24,5 20,0 0 0 0 0
2 400 -0,089 -0,472 +0,0224 +0,261
3 300 17,5 -0,163 -0,854 -I 0,0455 +0,532
4 250 15,6 0,194 -1,02 +0,0636 +0,741
5 200 14,2 -0,226 -1,19 +0,0933 + 1,060
Выпуск руды Суммарные
X fK- Hi
m и 5 5 ДС дт ДС ДТ
। 600 24,5 +0.000 0,000 0,000 0,000
2 400 20,0 +0,000 0,000 -0,067 -0,211
3 300 17,5 +0,00 0,000 -0,118 -0,322
4 250 15,6 -0,0055 -0,0002 -0,136 -0,236
5 200 14,2 -0,0112 -0,0005 -0,144 -0,135
гл)бипа скважин находится сравнением вариантов по иэме-
Оптимальная гл)бипа скважин находится сравнением вариантов по изме-
нению удельной трудоемкости очистных работ и суммарных затрат (табл.VI 1.26).
С целью исключения подрыва и потерь при производстве массовых взрывов
скважины принято располагать секциями нз 2—6 рядов (рис. VII 38), число
которых определяется графиком горных работ и
периодичностью отбойки руды Расстояние между
рядами скважин в одной секции равно л. н с :
28J |/
г мт
а между рядами смежных секций — радиусу
разрушения
Роти*
1000 V'f ’
В слабых и неустойчивых рудах, когда
величина радиуса разрушения достигает
больших величии, последний слой секции
целесообразно обуривать скважинами умень-
шенного диаметра.
В случае отсутствия средств бурения сква-
жин различного диаметра энергия ВВ в массиве
распределяется за счет изменения числа сква-
жин в рядах н иедозаряда (рнс. VII.39).
Ркс. VII.37. Схема к расчету удельных расхо-
дов В В прн отклонении скважнн
446
Рис. VII.38. Схемы (а, б, о) секционного расположения скважин:
1 — скреперная выработка; 2 — буровая выработка, 3 — скважины диаметром 145 мм.
4 — рассечка под отрезную щель; 5 — отрезной восстающий; 6 и 7 — скважины диаметром
соответственно 145 н 80 мм; 8 н 9 — скважины диаметром 80 и 105 мм
fff
₽кс. VI 1.39. Концентрация энергии Л' заряда BD по высоте слоя // прн веерном располо-
о — без недозарядв скважин; 6 — прн рациональном педоэарядс
При правильном распределении энергии зарядов ВВ в отбиваемом слое
веерное расположение взрывных скважин не может являться причиной неравно-
мерного и некачественного дробления руды. В этом случае затраты иа доставку
ВВ и заряжание скважин могуг быть сведены к показателям, соответствующим
схемам с параллельным расположением скпажии.
При одинаковом качестве дробления руды н одинаковых затратах на взры-
вание основными факторами при выборе схем разбуривания блоков являются
затраты иа бурение скважин и проведение буровых выработок.
447
Ркс. VII.40. Схемы параллельного расположе-
ния скважнн:
а — при сплошной подсечке камеры; 6 — с ос-
тавлением целика между буровыми пыработ-
Суммарная длина скважин
в полувеере
где S — площадь полувеера, м2;
а — расстояние между концами
скважин, м
Число скважин в полу веере
пп =
1,75/ S
Удельная длина скважин па
1 м2 площади полувеера
_ LCB _ 1.75S _ 1,1
~ S “ aS ~
Средняя длина скважнн
I _ ||75^
п 1,75/$ + а'
Для практических расчетов
с точностью 2—3 % можно при-
нять
Zc = /S —0,4.
При параллельном расположении скважин (рнс VI 1.40) суммарная длина
скважин в отбиваемом слое
Lcn=(4ь *)(Л-Л)’
где А — высота буровой выработки, м.
Расход бурения на 1 м:| обрушаемого слоя-
прн веерном расположении скважин
Д'В = Т7’
при параллельном расположении скважин
л» ^-сп
д/п=Т7-
Объем отбиваемого слоя-
прн веерном расположении скважни
= (АВ - bh) w;
при параллельном расположении скважни
Va = (АВ — Bh) w,
где bh и Bh — соответствующие сечения буровой выработки, м2.
448
Стоимость 1 м3 обрушаемой руды по бурению:
г -М Г - 175/15 Г .
Сбя — А‘вСс — a(AB_bh}w Сс.
С<5П “ (A—h)Bw - с аВч> с’
Сс — стоимость 1 м скважины.
Затраты па проходческие работы:
_ hbw . hb
Спя-ЛВ^’ Ся~АВСя'
hBw . Л г
С,Ш = Ж’ C« = TC1“
i,'ie Сп — стоимость 1 м3 нарезных работ.
При параллельном расположении скважии и оставлении целиков между бу-
ровыми выработками (рис. VI 1.40, б) объемы проходческих работ, приходящихся
па слой, снижаются и практически составляют 50—60 % от затрат по схеме, при-
веденной на рис. VII.40, а.
В этом случае вводится коэффициент снижения объема проходческих работ:
Сцп = Кои Сн-
Суммарные затраты иа бурение скважин и иа проходку выработок:
_ 1,75Л5 hb.
Сся~ а (АВ — bh)w Сс'1'ЛВС“’
Ссп=^Г Сс+
Трудоемкость бурения 1 м скважины зависит от длины штанг (табл. VI 1.27).
Себестоимость 1 м скважины
где С' — себестоимость I м скважины при длине буровой штанги 0,0 м; Z6 —ос-
новная и дополнительная заработная плата бурильщика в смену; /7^м — сменная
производительность бурильщика при длине буровой штат и 0,6 м; Йом — то же,
Таблица VII.27
Трудоемкость бурения (чел-мин/м) при различной длине
буровых штаиг (длина скважии 24 м, стойкость коронки 6 м)
Начальная техническая скорость бурения, M/MIIII Длина буровой штанги, м
0.G 0,8 1.0 1.2 1.5 1.8
0,1 32,2 22,6 20,2 18,5 17,4 16,3
0,15 24,8 17,3 15,4 14,2 13,3 12,3
0,20 22,3 14,7 13,0 12,0 11,0 10,4
0,25 20,3 13,0 11,6 10,7 9.9 9.25
0,30 19,0 12,0 10,6 9,75 9,1 8,85
15 Л/р В. Л. Гребенюка и Др.
449
Таблица VII 28
Трудоемкость и длительность операций при доставке ВВ и заряжании скважии
с использованием раз личных^ пневмозарядчиков
d - 56; ЗП-5 d - 103; ЗП-12 d - 150; ЗП-25
Продолжи- о Be С 2 Продолжи* S 5? ПрОДОЛЖН-
Операции операции S X операции h операции S X Ь о
80 80 Й
мин % jO « мин % £2. мин % 8gs
1. Доставка оборудования и зарядной уста- новки к рабочему месту 30 8 3 0,249 30 8 4 0,332 30 8 4 : 0,332 0,192
2. Прокладка зарядных шлангов п средств 12 3 3 0,099 15 4 4 0,176 16 4 4
связи 0,057
3. Подключение зарядных устройств к воз- 7 2 3 0,057 7 2 3 0,057 7 2 3
душной магистрали 4. Установка бескапсюльпых патронов-бое- 164 46 2 0,910 121 33 3 1,008 79 22 4 0,876
виков с ДША в скважины , 5. Загрузка ВВ в зарядчик [[ 3 1 0,031 35 10 2 0,194 1,032 10 61 2 0,338
6. Пневмотранспорт, ВВ по шлангу^н за- 70 20 3 0,585 93 26 4 118 33 4 1 1,280
ряжание скважин 7. Перестройка зарядного шланга на^сква- 42 Н 2 0,234 32 9 2 0,176 18 5 2 0,100
жины и веера 8. Промывка шланга н зарядчика от остат- 14 4 3 0,117 14 4 3 0,117 15 4 4 0,176
ков В В 0,192
9. Уборка рабочего места и зарядных уст- ройств 10 3 3 0,086 13 4 4 0,144 16 5 4
Таблица VJ1.29
Трудоемкость и стоимость работ по операциям при отбойке 1000 т руды
Показатели, операции Диаметр скважин, мм
56 105 150
Время чистого заряжания в смену, мин 70 93 118
Техническая производительность за- ряжания, кг/мии 25 60 130
Сменная производительность по ВВ, кг 1750 5580 15 340
Удельный расход В В на отбойку, кг/т 0,486 0,660 0,880
Заряжание скважин: чел.-смеп руб.* 2,37 16,827 3,24 23,004 3,54 25,134
Погрузочно-разгрузочные операции на базисном складе ВМ: чел.-смей руб. 0,12 0,501 0,37 1,534 1,03 4,297
Перевозка ВВ с базисного склада: чел.-смен руб. 0,04 0,167 0,15 0,626 0,81 3,379
Загрузка спецвагоиов: чел.-смен руб. 0,04 0,167 0,13 0,542 0,38 1,585
Доставка до ствола шахты: чел.-смен руб. 0,09 0,376 0,29 1,210 0,80 3,338
Спуск по стволу шахты чел.-смей руб. 0,12 0,501 0,40 1.669 1,09 4,548
Транспортировка по откаточному го- ризонту к зарядным устройствам: чел.-смеп руб. 0,24 1,200 0,75 3,750 2,07 10,350
Всего чел.-смей руб. 3,02 19,737 5,33 32,335 9,72 52,631
Отбито руды, т 3601 8455 19 175
Относительная трудоемкость, % 100 75,2 60,5
Относительная стоимость, % 100 69,8 50,1
• Стоимость рассчитана по тарифным ставкам без учета всех видоа доплаты н пояс-
ных коэффициентов.
15* 451
Рис. VII.41. График зааисимости себе-
стоимости Сн (X) и трудоемкости Г|( (2)
нарезных работ от площади попереч-
ного сечения выработок
при длине буровой штанги /, 1,08 — коэффициент, учитывающий отчисления
по соцстраху.
Трудоемкость работ по проходке выработок определяется на основании хро-
нометражных наблюдений, анализа паспортов, буровзрывных работ и действую-
щих иа предприятии нормативов. Об изменении трудоемкости работ и себе-
стоимости нарезных выработок в запнсимостн от площади поперечного сечения
можно судить по графикам на рис. VII.41.
Трудоемкость производства массового взрыва
где Тб.с — затраты труда, включающие выполнение всех операций на базисном
складе ВМ; Тт — транспортирование ВВ иа промплощадку рудника; Тз.с —
загрузка спсцвагонов и спуск по стволу шахты; Тд — доставка от ствола тахты
к зарядчику, установленному на откаточном горизонте; Т8 — заряжание сква-
жин: Gp.o — количество отбитой руды.
О трудоемкости операций можно судить по данным табл. VII.28.
Затраты труда по доставке В В от базисного склада до района взрывных работ
определяются по количеству ВВ, соответствующему производительности зарядного
устройства за смену, и нормам, действующим в условиях предприятия.
В табл VII 29 приведены расчетные показатели трудоемкости н стоимости
работ при отбойке 1000 т руды скважинными зарядами диаметром 56, 105 и 150 мм.
При сравнении схем комплексной технизации взрывных работ необходимо
учитывать амортизацию оборудования.
ГЛАВА 5
ВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ
§ 124. Особенности использования
инициирующих средств
Для обеспечения детонации промышленных ВВ выпускаются капсюли-
детонаторы (ГОСТ 6254—74, табл. VII 30); электродетонаторы (ГОСТ 9089—75);
детонирующие шнуры; огнепроводные шнуры (ГОСТ 3470—80Е) и средства за-
жигания огнепроводных шнуров.
Капсюли-детонаторы (КД) очень чувствительны к удару, трению и к огню,
их необходимо оберегать от увлажнения Под воздействием солнечных лучей чув-
ствительность КД к внешним воздействиям повышается.
Не допускаются в КД опыление стенок гильзы составом ВВ, окисление и за-
грязнение, трещины, раковины, забоины и помятости иа гильзе, отслаивание
452
Таблица VIJ.30
размеры гильз КД, мм
КД Высота Внутренний диаметр Наружный диаметр Расстояние от края дульца до поперх- кости чашечки
№8А 7,05 6,3 48,5 23
№8С 7,20 6,3 51,0 23
№85 7,65 6,3 51,0 23
бхмаги по шпу и в местах склеек, разлохмачивание бумажных гильз.
КД плотно уложены по 100 шт. вертикально в картонные коробки, а кап-
сюли № 8А — в жестяные коробки. Жестяные коробки укладывают по 5 шт.
в картонные коробки, пропитанные парафином, а картонные коробки — по
4 шт. в металлические короба. Короба укладываются в деревянные ящики.
Электродетон а гор мгновенного действия состоит нз КД, в гильзу которого
вмонтирован электровоспламеиитель.
Выводные провода электровоспламенителя изготовляют из медной или
стальной луженой жилы. ЭЛ, применяемые в шахтах, опасных по газу или
ныли, снабжены одножильными медными выводными проводами. Медные про-
вода имеют диаметр жилы 0,5 мм и сопротивление 0,09 Ом/м, а стальные со-
ответственно 0,6 мм и 0,4—0,5 Ом/м.
Выводные провода могут иметь пластикатную изоляцию (полихлорвинил
пли полиэтилен) нлн хлопчатобумажную. Выводные провода имеют длину 1—4 м,
свободные концы их очищают от изоляции, соединяют и затем свёртывают
в бунтик.
Электродетоиаторы мгновенного действия изготавливают следующих марок-
ЭД-8-Э — водостойкий, непредохрапительпый; ЭДС — сейсмический, водостой-
кий, непредохранительиый; ЭД-8-ПМ — предохранительный повышенной мощ-
ности; ЭДВ (ВЭД) — для штамповки металлов (табл. VII 31).
ЭД-8-ПМ дает ис более 4 % воспламенений воздушной среды Предиазиачеи
для шахт, опасных по газу или пыли.
ЭДВ — высоковольтные электродетоиаторы (ЭДВ-1 и ЭДВ-2), имеют мини-
мальное напряжение срабатывания 10 кВ.
В ЭД замедленного и короткозамедленного действия между зарядом КД и
электровоспламенителем помещен замедляющий заряд, горящий в течение
определенного времени. Время замедления ЭДКЗ и ЭДЗД зависит от длины
Замедляющего заряда и его состава (табл. VII.32; VII 33).
Детонирующий шнур (табл. VI 1.34) предназначен для возбуждения
Детонации заряда ВВ на взрывных работах, кроме шахт, опасных по газу
или пыли. Цвет — от белого до красноватого с двумя красными нитками на на-
ружной оплетке.
ДШ дают отказы при неправильном использовании: при изгибе под острым
}глом или при привязывании отрезка к основной магистрали по направлению,
обратному движению детонационной волны.
ДШ укладывают в деревянные ящики по 10 или 20 бухт, т. с. по 500 или
1000 .м.
Пиротехническое реле КЗД.Ш-69 предназначено для короткозамедленного
взрывания зарядов ВВ с помощью ДШ, расположенного па поверхности земли
в необводненных местах.
Реле изготовляют 10 серий замедления 10, 20, 35, 50, 75, 100, 125, 150, 175,
200 мс. Время замедления обозначено на бумажной трубке. Детонация передается
453
Характеристика электродетонаторов мгновенного действия
Со
Показатели й (Ъ-3
Гильза; Биметал- лическая или стальная
диаметр, мм длина, мм Мостик: 7,2 56-61
диаметр, мкм время срабатывания, мс 30 2-6
сопротивление, Ом 1,8-4,2
импульс воспламенения, мА2 с 0,6-2,5
безопасный ток, А пробивает свинцовую пластинку, мм 0,18 5
гарантийный срок хранения, годы 2,0
Примечания- 1. ЭДВ выдерживают столб воды 2 >
электродетонаторов в ЭД-8-ж с жестким креплением мостика нак
Биметаллическая
Пластмассовая
7,2 61 7,6 72
35 30
5-30 2-6
1,5-3,3 2,9-9,5
0,6-2,0 0,6-2,5
0,15 0,18
5 6
2,0 1,5
7,2 8,2
60 60
100 нлн 60
0,2-0,6 3,2-4,2 14-103 0,2-0,6 3,2—4.2 14103
5 3
1,5 1,0
в течение 15 мин. 2. ГОСТ 9089—75 предусматривает также выпуск
Характеристика ЭД короткозамедленного и замедленного действия
Показатели ЭДКЗ-ПМ-15 | ЭДКЗ-ПМ-25
Гильза: Биметаллическая,
покрытая слоем
пламегасителя
диаметр, мм 7,6 7,6
длина, мм 72 72
Величина замедления и 15±7 252:10
отклонения (±) от нор- 30±7 50—10
мальных замедлений, мс 4 5а: 7 75+15
602=7 -10
752:7 100t?°
1052=7
1202:7
Гарантийный срок хра- 1,5 1,5
нения,' годы
I а б л и ц a VU 32
эдкз эдзд
Биметал- лическая толщиной 0,3 мм Биметал- лическая
7,2 7,2
72 72-85
25^10 50±10 75+1.-, — 10 1002?° 150±Лл 250^50 5002,$,> 7502??° 1 ООО+зо» —80 2 ООО2Й8 4 OOOtsoo 6 000+воо 8 000+яоо Ю 10002JX
1,5 1.5
Таблица V11.33
Отпускные цены электродетонаторов
Марка Краткая характеристика Отпускная цена за 1000 шт . руб.
ЭД-8-Э Мгновенного действия, водостойкий Электровоспламеннтель эластичный, КД № 8С, провода со стальной жилой и водостойкой изоля- цией длиной 2—4 м 85-101 *
эдс Мгновенного действия, сейсмический, в таре, про- вода с медной жилой в пластмассовой изолпцин 75
ЭД-8-ПМ Мгновенного действия, предохранительный, повы- шенной мощности, водостойкий, в таре, провода с медной жилой в пластмассовой изоляции длиной 1—4 м 87—111
эдзд Замедленного действия с интервалом замедления от 0,5 до 10 с, в таре, провода с медной жилой в пластмассовой изоляции длиной 2—4 м 90-106
эдкз-пм Короткозамедленного действия, предохранитель- ный, повышенной мощности, с замедлением от 15 до 120 мс, в таре, провода с медной жилой в пласт- массовой изоляции длиной 1,5—4,0 м 88-108
эдзн Водостойкий, нормальной мощности, для взрыва- ния в сухих и обводненных местах, кроме шахт, опасных по газу или пыли. Длина проводов 1,5— 3,0 м 125—133
Здесь к ниже цена зависит от длины электропроводов ЭД.
Таблица VJJ.34
Характеристика детонирующих шнуров
Показатели 30 I 30 ДШЭ-12
Наружный диаметр, м.м 5,8 6,0 5,0
Гермостойкость, °C От -28 до -1-50 -32 + 55 От —50 до +80
Водостойкость, ч 12 Не менее 24 30 сут на глубине 30 м
Скорость детонации, км'с (ие менее) 6,5 6.5 6.5
Гарантийный срок хранения, годы 1,5 1.5 3,0
Отпускная цена за 1000 м (в та- ре), руб. 100 140 100
в направлении стрелки, показанной на бумажной трубке. Включение реле в сеть
ДШ производится морским узлом или внакладку.
При дублировании сети ДШ применяют реле одинакового времени заме-
дления.
Огнепроводный шнур является средством воспламенения КД. Оплетка по-
крыта или пропитана водоизолирующей массой. ОШ применяют на всех видах
работ, кроме шахт, опасных по газу или пыли.
В зависимости от материала и характера водоизолирующего покрытия ОШ
изготовляют трех марок- ОША — асфальтированный; ОШДА — дважды асфаль-
тированный; ОШП — пластикатный (табл. VII.35).
Шнур свертывают в бухты разного диаметра, которые вкладывают одна в дру-
гую в пачки по 25 бухт в каждой. По восемь пачек укладывают в ящик. В каждой
пачке имеется ле более пяти бухт, состоящих из нескольких Отрезков. В бухтах
шнура ОША имеется не более трех отрезков, в бухтах шнура ОШДА и ОШП —
ие более двух отрезков. Отрезки шнура ОША имеют длину не менее 1,2 м, шнура
ОШДА и ОШП — не менее 2,5 м. Каждая пачка обернута специальной бумагой для
патронирования или подпергаменто.м и перевязана крест-накрест шпагатом или
хлопчатобумажной пряжей.
Средства зажигания ОШ применяют во всех видах взрывных работ, кроме
шахт, опасных по газу и пыли (табл. VII 36).
Электрозажигатели ЭЗ-ОШ-Б и электрозажигатсльные патроны ЭЗП-Б
используют для зажигания отрезков ОШ при —40° +50 °C. Они надежно сраба-
457
Таблица VII 35
Характеристика огнепроводных шнуров
Показатели ОША ОШДА ОШП
Теплостойкость, °C 45 45 50
Морозостойкость, °C -25 -25 -35
Водонепроницаемость, ч (не менее) 1 4 4
Диаметр, мм 5.3 5,5 5,5 10
Длина шнура в бух- те, м 10 10
Время горения * от- резка 600 мм, с Гарантийный срок хранения, годы: 00-70 60-70 60-70
все оплетки хлоп- чатобумажные • I —
имеется льняная оплетка 2 5 5
Цена за 1000 бухт, руб. 310 394 738
* Характер горения- равномерное — без затуханий, без прорывов газоа через
оболочиу (без хлопков) и без воспламенения соприкасающихся шнуров.
тывают в группах по 20 шт. при последовательном соединении от постоянного
тока 1 Л; гарантийный безотказный ток в случае переменного тока 3,5 А. Элек-
трическое сопротивление 1,6—3,5 Ом, если провода электровоспламеиителя имеют
медную жилу, и 2,2—4,7 Ом, если имеют стальную жилу. Безопасный ток 0,18 А
в течение 5 мин. Гарантийный срок хранения 1,5 года.
Электрозажигательная трубка ЭЗТ-2 предназначена для инициирования
КД при огневом взрывании в сухих условиях работ; состоит из медной гильзы,
содержащей электровоспламеннтель ОШ; имеет нихромовый мостик накаливания
Таблица VII.36
Характеристика электрозажнгательных (ЭЗП-Б) и зажигательных (ЭП-Б)
патронов
Число вмещаю- щих отрезков ОШ Внутренний диаметр, мм Высота, Цеиа за 1000 плтроиоп в таре, руб
электро- зажигательных зажигательных
1-7 16 50-60 136 47
8—12 24 — 141 50
13-19 30 70-80 150 53
20-27 35 80-90 154 57
28-38 43 90-100 160 60
458
диаметром 30 мкм. Соединенные последовательно в группы по 20 шт. электроза-
жигательные трубки безотказно действуют от постоянного тока I А и перемен-
ного тока 2,5 А.
Длина отрезков ОШ 250—650 мм. Электрическое сопротивление 1,6—3,8 Ом.
Безопасный ток 0,18 А в течение 5 мин. Гарантийный срок хранения 1 год. Цена
за 1000 трубок ЭЗТ-2 в таре 140 руб. при длине ОШ 230 мм и 196 руб. при длине
ОШ 630 мм.
Электрозажигатсли огнепроводного шнура ЭЗ-ОШ-Б предназначены для
поджигания отрезка ОШ в сухих и влажных местах при взрывании одиночных
зарядов и при небольшом числе разобщенных зарядов. Применяются также для
последовательно взрываемых зарядов, когда различной длины отрезки ОШ
регулируют последовательность срабатывания зажигательных патронов.
Электрозажигатель ЭЗ-ОШ-Б срабатывает от постоянного тока 1 А и пере-
менного 2,5 А. Длина электрозажигателя 51 мм, наружный диаметр 7,7 мм.
Упаковывают по 20—40 шт. в картонные коробки, укладываемые в деревянные
ящики
Рис. VII 42. Патроны:
а — электроэажигательиый ЭЗП-15 (/ — гильза, 2 — втулка; 3 — электроооспламеии-
тель. 4 — состав зажигательный; 5 — огнепроводный шнур); б — зажигательный ЗПБ
(Z —гильза; 2 — состав зажигательный 3— огнепроводный шиур ОШДА; 4 — элсктро-
эажнгатсль огнепроводного шнура ЭЗОП-Б, 5 — шпагат; б — резиновая трубка)
459
Электрозажигательные патроны ЭЗП-Б (рис. VII.42, а) предназначены
для поджигания пучка ОШ в сухих и влажных местах при групповом зажига-
нии, когда число зажигательных трубок не превышает 50 и заряды в забоях
(обычно проходческих) не слишком разобщены.
Зажигательные патроны ЗП-Б (рнс. VII.42, б) предназначены для поджи-
гания с помощью отрезка ОШ пучка концов ОШ в сухих и влажных местах.
Используется также в сочетании с электрозажигателями ЭЗ-ОШ-Б для последо-
вательного взрывания неограниченного числа зарядов, начиная с 30, в узких
камерах и лавах.
Компанией «Нитро Нобель» выпускается иеэлектрическая система иницииро-
вания, основным элементом которой является полый пластиковый шнур, наружный
диаметр которого равен 3 мм, а внутренняя поверхность канала покрыта тонким
слоем ВВ. Возбуждаемая взрывом пистона воздушная ударная волна распростра-
няется по каналу шнура со скоростью около 2000 м/с, которая воспринимается
как вспышка в шпуре. Шнур НОНЭЛЬ не обладает взрывчатыми свойствами, не
возбуждает детонацию ни одного из применяемых видов ВВ и не взрывается от
удара н огня
Для возбуждения детонации заряда ВВ шнур НОНЭЛЬ соединяют с соответ-
ствующим детонатором с помощью соединительных деталей в единую систему
инициирования.
Система НОНЭЛЬ включает следующие элементы, считая в порядке распо-
ложения от диа скважины-
детонатор № 8 (мгновенного или короткозамедленного действия); отрезок
шнура НОНЭЛЬ необходимой длины; детонатор-стартер пониженной мощности;
пластиковый соединительный блок; маркировочный ярлык; упаковочный
зажим
При монтаже сети используются также соединительные воспламенители для
создания отдельных групп зарядов
Соединительный воспламенитель не имеет детонатора.
Детонатор системы НОНЭЛЬ вводится в заряд так же, как электродстонатор.
Конец шнура с детонатором опускают в скважину, а остальная часть его, сверну-
тая бухтой и скрепленная упаковочным зажимом, остается у устья скважины и
разматывается позднее при монтаже общей взрывной сети.
Выходящие из заряженных скважин концы шнура НОНЭЛЬ соединяют по-
следовательно (рис. VI 1.43, а, б). Для этого конец шпура складывают вдвое и
петлю вводят в соединительный блок, где она плотно прилегает к детонатору.
Система инициирования монтируется из отдельных герметизированных элементов
и в собранном виде ее можно без всяких опасений оставлять на длительное
время.
Подготовка к взрыву комплекта зарядов завершается подключением соеди-
нительного воспламенителя к шнуру НОНЭЛЬ первого взрываемого заряда
Соединительный воспламенитель протягивается до укрытия, и если укрытие
находится иа значительном расстоянии от места взрыва, то для перекрытия
этого расстояния можно последовательно соединить несколько воспламенителей.
Соединительный воспламенитель инициируется из укрытия посредством элек-
тродетонатора, зажигательной трубки или выстрелом из пистолета.
Средства взрывания, поступившие иа горные предприятия, проходят ис-
пытания, предусмотренные Едиными правилами безопасности при взрывных
работах [64].
§ 125. Испытания капсюлей-детонаторов
Наружный осмотр. От каждой поступившей партии вскрывают ие менее двух
ящиков и отбирают не менее 200 капсюлей-детонаторов.
Металлические гильзы ие должны иметь трещин или раковин, а бумажные
гильзы — отслаиваемой бумаги у дульца, препятствующей введению ОШ. Вну-
тренняя поверхность металлических и бумажных гильз не должна иметь следов
засоренности. Кроме того, у капсюлей-детонаторов в бумажных гильзах не должно
быть сколов ВВ у дна гильзы.
460
При наличии названных дефектов всю партию бракуют, составляют рекла-
мационный акт, экземпляр которого высылают заводу-изготовителю Вопрос о
возможности дальнейшего использования этой партии решается комиссией с уча-
стием представителя от завода-изготовителя Отобранные с дефектами капсюли-
детонаторы подлежат уничтожению в установленном порядке
Испытание на тряску производят на специальном приборе, для чего из числа
проверенных при наружном осмотре отбирают 20 детонаторов и укладывают в ко-
робку. 10 дульцами вниз и 10 дульцами вверх. Свободные места заполняют пустыми
гильзами. Подготовленную коробку с КД помещают в ящик прибора, свободное
место заполняют коробками или картоном.
Испытание на инициирующую способность производят подрывом 50 КД из
числа прошедших наружный осмотр в муфелях на круглых нлн квадратных пла-
стинках на прокатанною свинца. При этом КД помещают вертикально доныш-
ком вниз, а конец огнепроводного шпура (ДШ-Л) вводят в отверстие гильзы до
отказа.
Прн получении отказа нлн неполной детонации испытывают удвоенное
число КД, результаты испытания являются окончательными.
§ 126. Испытания электродетонаторов
Наружный осмотр. От поступившей на базисный склад партии ЭД из
двух ящиков и не менее чем из 20 коробок отбирают 200 ЭД, которые подвергают
наружному осмотру.
Проверка электрического сопротивления Прн проверке на расходных складах
ЭД помещают в специальное предохранительное (защитное) устройство, чтобы
при взрыве осколки нс могли травмировать проверяющего. Защитное устрой-
ство (например, из отрезка стальной трубы, футерованной внутри резиной или
войлоком) предварительно испытывают на прочность и надежность защиты путем
взрыва в нем одного ЭД на полигоне.
Сопротивление ЭД должно соответствовать сопротивлению, указанному на
этикетках коробок. При получении отклонений сопротивлений от указанных
на этикетках такие ЭД бракуют, ие допускают к применению, на них составляют
рекламационный акт, экземпляры которого высылают заводу-изготовителю,
вышестоящей хозяйственной организации и институту по безопасности работ.
Проверку ЭД на групповое взрывание на базисных складах производят в том
случае, если их хранят свыше гарантийного срока нлн же имеются сомнения в до-
брокачественности ЭД.
В соответствии с ГОСТ 9089—75 из разных ящиков проверяемой партии от-
бирают 60 электродетонаторов, которые па 3 ч помещают в воду с температурой
461
от +4® до +25 °C иа глубину 2 м. Затем из этих электродетоиаторов составляют
три последовательные группы по 20 шт. и каждую воспламеняют постоянным то-
ком в 1 Л. При отсутствии отказов партия испытуемых ЭД признается пригод-
ной для использования, а при появлении двух отказов или более — бракуется.
Если отказывает один ЭД, производят повторные испытания, при этом воспла-
меняется 12 групп по 20 ЭД, прошедших замачивание. При отсутствии отказов
партию ЭД можно применять в обводненных местах.
Для выяснения возможности применения испытуемых партий ЭД в сухих
местах производят вторую серию испытаний, но без предварительной замочки ЭД.
Если прн воспламенении трех групп по 20ЭД отказов не будет или если прн отказе
одного ЭД повторное воспламенение шести групп отказов не даст, ЭД испытуе-
мой партии можно применять в сухих местах. Если же при повторном испытании
появится хотя бы одни отказ, партия ЭД бракуется.
Если при воспламенении трех групп ЭД, подвергшихся замочке, откажет один
ЭД и это произойдет не по причине его промокания, испытуемую партию нельзя
применять в шахтах, опасных во газу или пыли. Прн испытании ЭД на группо-
вое взрывание в качестве источника тока используют аккумуляторную батарею
емкостью не менее 20 А-ч.
§ 127. Испытание огнепроводного шнура
Наружный осмотр. От каждой поступившей партии вскрывают пе менее од-
ного ящика, в котором для всех бухт ОШ наружным осмотром устанавливают
наличие переломов, трещин в оболочке, разлохмачивания концов, следов под-
мочкн и прочих дефектов. При обнаружении этих дефектов всю партию бра-
куют', составляют рекламационный акт, который высылают заводу-изготови-
телю, в институт по безопасности работ. Все бухты шнура с дефектами бра-
куют и уничтожают.
Из прошедших наружный осмотр отбирают 2 % бухт, которые подвергают
другим видам испытаний.
Испытание на водостойкость. ОШ испытывают по всем показателям только
после выдерживания его в воде: ОША — в течение 1 ч, ОШДА и ОШП — в те-
чение 4 ч на глубине I м, причем концы бухт шнура ОШП заделывают водоустой-
чивой мастикой. Шнур, давший хоть одно затухание после замачивания в воде,
допускается только для работ в сухих забоях.
Испытание на скорость, полноту и равномерность горения. Отобранные для
испытаний бухты шнура разматывают и от каждой бухты с одного конца отре-
зают 5 см, затем отрезают отрезок длиной 60 см. Подготовленные отрезки шиура
зажигают и устанавливают время горения каждого отрезка. Скорость горения
ОШ длиной 60 см должна быть не менее 60 с и нс более 70 с. ОШ, давший хотя бы
одно затухание, а также большее нли меньшее время горения, бракуют.
Оставшиеся от испытания па скорость горения бухты шпура разматывают па
площадке н поджигают. Шнур должен гореть равномерно, без хлопков н проры-
вов пучка искр через оболочку, а также без затухания горения пороховой сердце-
вины н воспламенения оболочки Если отмечено хотя бы одно затухание или дру-
гие указанные выше дефекты, то партию подвергают вторичному испытанию с уд-
военным количеством шпура. При обнаружении указанных дефектов всю партию
бракуют, составляют рекламационный акт, который высылают заводу-изготови-
телю, в институт по безопасности работ. Вопрос о дальнейшем его применении ре-
шает комиссия с участием представителя завода-изготовителя.
Испытание на теплостойкость проводят выдерживанием в течение 2 ч в тер-
мостате бухт шнура ОША и ОШДА прн температуре +45 ±1°, а шнура ОШП —
прн +50 +1 °C. После извлечения из термостата бухты ОШ выдерживают от 20
до 25 мни при 20 ± 5°, после чего витки шиура в бухте отделяют один от другого.
Слипание витков шнура в бухте и нарушение оболочки шнура пе допускаются.
Испытание на морозостойкость проводят выдерживанием в течение 1 ч в тер-
мостате бухт шнура ОША н ОШДА при —25 ± 2 °C, а лппура ОШП — прн
—35 ± 2 6С. После извлечения из термостата ОШ каждой бухты перегибают
в трех местах полным оборотом вокруг деревянного стержня диаметром 75 ±
462
+ 2 мм для шкура ОША и ОШДА к диаметром 25 ±2 мм для шпура ОШП.
На шнуре не должно быть видимых трещин и внутренних переломов.
Испытание на водонепроницаемость проводят выдерживанием в воде па глу-
бине 1 м бухт шнура ОША в течение 1 ч, а бухт шкура ОШДЛ и ОШП в течение
4 ч (при температуре воды ог 15 до 20°). Концы ОШ марки ОШП выводят на по-
верхность воды. Не позднее чем через 4 ч после извлечения из воды ОШ испыты-
вают на полноту горения.
Диаметр шнура проверяют в трех местах по длине шнура в каждой бухте
с точностью измерения не менее 0,1 мм, длину — с точностью не менее 10 мм.
Для проверки времени горения от каждой бухты отрезают пять отрезков
шнура по 600 ± 3 мм каждый Предварительно с обоих концов каждой бухты от-
резают н удаляют не менее 50 мм шпура. Испытываемые отрезки шнура сжи-
гают, намеряя время горения до I с.
При провсдеиин испытаний фиксируют фактическое атмосферное давление.
Из полученных данных отбирают предельные значения времени горения отрез-
ков ОШ н вычисляют время горения, приведенное к нормальному атмосферному
давлению.
Перед испытанием на полноту и характер горения с обоих концов каждой
бухты отрезают не менее 50 мм шнура.
Из числа отобранных для испытаний 10 бухт испытывают на невоспламепенис
соприкасающихся шнуров. Испытания проводят на ровной площадке с укреплен-
ными на ней рядами металлических стержней диаметром 25 ± 1 мм по 20 стерж-
ней в каждом ряду. Расстояние между стержнями в ряду 460—470 мм, между
рядами — не менее 100 мм.
Шнуры каждой бухты разматывают, попарно связывают с одной стороны хлоп-
чаюбумажной пряжей (на расстоянии 70—100 с.м от концов шпуров) и заправляют
со слабым натяжением иа стержни каждого ряда. Допускается связывать свобод-
ные концы шнуров, заправленных в стержни. Огнепроводные шнуры каждого
ряда при пересечении должны соприкасаться. Концы шпуров разведены в стороны
во избежание передачи огня от горящего шнура к негорящему.
В каждом ряду один из шнуров поджигают. Зажженные шнуры должны пол-
ностью сгорать, а соприкасающиеся не должны загораться.
Испытываемые на полпсту и характер горения бухты шпура разматывают,
раскладывают на ровной поверхности, чтобы шпуры не соприкасались, и под-
жигают. ОШ должны сгореть полностью.
§ 128. Испытание средств
электрического зажигания огнепроводного шнура
Электрозажигательные трубки и патроны, а также электроэажнгателн мо-
жно воспламенять по одному н в группах. Прн этом в одну группу можно вклю-
чать и разнотипные зажигатели, например ЭЗТ-2 и ЭЗ-ОШ-Б. Электроэажига-
телн воспламеняют по тем же схемам н теми же приборами взрывания, которые
применяют для воспламенения электродетонаторов.
§ 129. Испытание детонирующего шнура
Наружный осмотр. От каждой партии, поступившей на склад, вскрывают
один ящик, в котором во всех бухтах ДШ устанавливают налично или отсутствие
дефектов: нарушение целостности оболочки, переломы, утонение нли утолще-
ние. Если прн осмотре число бухт с дефектами составляет более 10 % — всю
партию ДШ бракуют.
Испытание на безотказное взрывание по установленным схемам. От трех
бухт отрезают'по пять отрезков длиной I м, а оставшиеся 45 м разматывают и
укладывают в качестве магистральной линнн. К каждой из трех магистральных
линий присоединяют на некоторых расстояниях отрезки ДШ’н располагают в на-
правлении по ходу детонации шнура. Присоединение отрезков к магистральной
липин должно быть таким, какое применяют па данных взрывных работах. При
463
соединении отрезков внакладку конец шпура должен плотно прилегать к маги-
страли на длину 10 см; отрезки скрепляют и обматывают изоляционной лентой
или шпагатом.
Концы магистральных липни ДШ, если бухта состоит нэ отдельных кусков,
соединяют между собой последовательно внакладку К одному из концов маги-
страли подсоединяют ЭД илн зажигательную трубку и с расстонпня не менее 50 м
производят взрывание. ДШ, давший при взрыве по трем схемам более одного
отказа на магистрали или более двух отказов по детонации в подсоединенных
пяти отрезках, бракуют.
Если ДП1 применяют в обводненных условиях, то испытание на безотказность
взрывания производят после замачивания шнура в воде. Замачивание производят
на глубине I м. Если шнур применяют в мокрых условиях, то замачивают в те-
чение 1 ч, для работ в воде — 4ч Для испытания ДШ па водонепроницаемость
используют отрезок длиной 5 м. Копны отрезка перед погружением его в воду
герметизируются изолирующей мастикой. После выдержки в воде отрезок шнура
вынимают и разрезают на пять равных частей, затем связывают их один с другим
в одну линию морскими узлами. Соединенный таким образом шнур испытывают
па безотказность взрывания. При этом шпур должен детонировать пол-
ностью.
Если концы шнура не выдерживают испытания на водонепроницаемость,
его дополнительно испытывают на безотказность взрывания без замачивания н
в случае положи тельных результатов данную партию допускают для сухих
условий работ.
Испытание на эластичность производят па 10 отрезках длиной 1 м каждый.
Перед испытанием по пять отрезков шнура выдерживают в течение 2 ч.
шнура ДШ-Л н ДШ-Б при температурах —28 ± 3 "С и +50 ± 3 °C, шнура
ДШ-А и ДШ-Б прн температурах —35 ± 3 °C и -|-55 ± 3 °C. После этого каждый
отрезок шпура подвергают в трех местах четырехкратному перегибу на стержне
диаметром 5 мм под углом 90° попеременно в обе стороны; высыпание тэиа н вы-
ступление внутренних оплеток в местах перегиба не допускается.
После испытания на эластичность отрезки шнура связывают и подрывают
элсктродетонатором нлн капсюлем-детонатором — шпур должен полностью дето-
нировать.
Испытание на прочность производят от каждой пятой партии иа разрывной
машине путем закрепления отрезка шнура в зажимах с расстоянием между ними
150—200 мм При постепенном и плавном нагружении до 50 даН шнур не должен
обрываться. После окончания испытания шпур обрезают вблизи зажимов и испы-
тывают на полноту детонации, он должен полностью детонировать
Испытание на температуроустойчшюсть при нагревании проводят на пяти-
метровом отрезке шпура, который свернут в бухту диаметром 150—300 мм, и
выдерживают в течение 6 ч при температуре 50 ± 3 °C для ДШ-Л и ДШ-Б, при
температуре +55 ± 3°С для ДШ-В. Шнур вынимают, осматривают, чтобы уста-
новить, нет ли оплавления изолирующего покрытия, разрезают па пять частей и
подрывают детонатором, причем шнур должен полностью детонировать.
Испытание на температуроустойчшюсть при охлаждении проводят на от-
резках разной длины с выдержкой 2 ч- прн температуре —28 ± 3°С для шнура
ДШ-А и ДШ-Б, прн температуре —35 ± 3 °C — для шпура ДШ-В После этого
шнур немедленно проверяют на эластичность, связывая его морским узлом; при
подрыве электродетопатором детонация должна быть полной
Испытание на водонепроницаемость. Концы отрезков шнура длиной 5 м изо-
лируют для шнура ДШ-А н ДШ-Б парафином илн водонзолирующей мастикой,
а на концы шпура ДШ-В надевают металлические колпачки Затем отрезок шнура,
свернутый в спираль, погружают в воду с температурой производственного поме-
щения так, чтобы концы его находились над поверхностью воды Глубина погру-
жения и время выдержки для шпура ДШ-А — 0,5 м — 12 ч, для шпура ДШ-Б —
0,5 м — 24 ч, для шпура ДШ-В — 1,0 м — 24 ч После выдержки в воде отрезок
разрезают на пять равных частей, связывают по схеме и подрывают, шпур дол-
жен детонировать полностью
Испытание на водонепроницаемость образцов, прошедших испытание па тем-
пературоустойчивость, проводят от каждой пятой партии.
464
Определение скорости детонации проводят от каждой партии одновременным
подрывом Двух отрезков шнура длиной по 1250 мм, причем один отрезок — от
испытуемой партии, а другой — контрольный — имеет определенную скорость
детонации. На расстоянии 25—30 мм от среза шиура иа каждом нэ отрезков делают
отметку От первой отметки отмеривают 1000 мм и делают вторую отметку. Затем
оба отрезка укрепляют на свинцовой пластинке так, чтобы вторые отметки на
(Онуре точно совпадали с риской, делящей пластинку на рапные части. Противо-
положные концы шнура подвязывают к детонатору так, чтобы дно его совпадало
с отметками на шнуре.
После подрыва шнура па центральной пластинке измеряют расстояние от
центральной риски до места встречи детонационных волн. Скорость детона-
ции (м/с)
Dx=DlxH,
ije D — скорость детонации контрольного образца шпура, м/с; 1Х — длина от-
резка испытуемого шнура от первой отметки до места встречи детонационной
волны (выбоина на пластинке) мм; / — длина отрезка контрольного образца шнура
от первой отметки до выбоины, мм.
Если I = (1000 -|- а), то 1Х = (1000 — а), где а — расстояние от средней ли-
нии до выбоины па свинцовой пластинке, определяющей место встречи детонацион-
ной волны, мм.
Инициирующую способность проверяют на двухметровом отрезке, взятом от
каждой партии- производят два определения подрывом 200-граммовой троти-
ловой шашки в бумажной оболочке, причем шнур прикрепляют к шашке нитками
или шпагатом. Концы шнура вставляют в гнездо до упора Шнур и шашку подры-
вают детонатором, при этом шашка должна детонировать полностью.
Партию шиура ДШ-А прн получении неудовлетворительных результатов
хотя бы по одной из схем повторно испытывают с удвоенным количеством образ-
цов, в случае нового отказа шнур бракуется. Партию ДШ-Б и ДШ-В в случае
отказа или неполной детонации по одной их схем бракуют
§ 130. Испытание пиротехнического реле КЗДШ-69
на безотказность действия и время замедления
При испытании с помощью двух параллельно соединенных мнллисекуидо-
меров В-521 датчиками служат две петли из звонкового провода, закреп-
ленные на отрезках ДШ пиротехническою реле При взрыве КД и первого
отрезка детонирующего шпура (ДШ-1) обрывается петля, вследствие чего подается
импульс на первый вход миллпсскупдомера, этим самым производится его за-
пуск.
Одновременно от взрыва первого отрезка ДШ воспламеняется замедляющий
состав в электродетонаторе короткозамедленного действия и второй отрезок де-
тонирующего шнура (ДШ-2), при этом обрывается петля, в результате чего по-
дастся импульс на второй вход миллисекундомсра и происходит его остановка.
Время замедления отсчитывают по шкалам, где стрелки фиксируют время от мо-
мента запуска до остановки мнллнеекундомера
Прн испытании с помощью шлейфового осциллографа и акустического дат-
чика время замедления пиротехнического реле определяют с применением аку-
стического датчика Этот метод по сравнению с методом «петли» более прост.
В акустическом датчике давление воздушной волны взрыва преобразуется в элек-
трический ток (импульс), который проходит по проводам в виде всплеска Им-
пульс должен иметь резкий передний фронт и быстрое затухание. Величина и
четкость записи всплеска на осциллограмме н степень затухания колебаний,
Шлейфа осциллографа регулируются шунтирующим приспособлением
Реле могут испытываться по одному и группами. Группу реле располагают
"а металлической плитке так, чтобы все реле находились иа одинаковом расстоя-
нии от датчика н прохождение воздушной волны от реле к датчику не встречало
с<»| ротивлеиня.
465
По схеме ПЭУ Союзвзрывпрома датчик подвешивают на столбе на высоте
около 0,5 м от поверхности земли. Пиротехнические реле укладывают на металли-
ческой плнте, лежащей на земле на расстоянии 120 см от датчика.
Для удобства подсчета расстояние между марками времени на осциллограмме
должны соответствовать времени 2 мс. Время замедления определяют подсчетом
на осциллограмме числа отметок времени между всплесками.
Начало и конец отсчета
где п — число отметок времени; Т — длительность отметки времени.
ГЛАВА 6
ОРГАНИЗАЦИЯ ПРОВЕДЕНИЯ МАССОВОГО ВЗРЫВА [47]
Значительные количества одновременно взрываемых ВВ прн массовых взры-
вах в подземных выработках предъявляют повышенные требования к обеспече-
нию безопасности работ. Безопасность работ обеспечивается комплексом меро-
приятий.
§ 131. Документация
Подготовка массовых взрывов прн отбойке, отрезке и подсечке рудного мас-
сива, а также прн подэтажном обрушении блоков и междукамериых целиков осу-
ществляется по:
техническому проекту проведения массовых взрывов иа предприятии;
диспозиции *, определяющей организацию работ по доставке ВВ, зарядке
и проведению массового взрыва.
Прн обрушении потолочин, отбойке блоков и разрушении междукамериых
целиков иа полную высоту этажа, а также прн ликвидации пустот составляется
специальный проект на каждый взрыв.
Проекты составляются па основе, утвержденного проекта разработки место-
рождения; технической и маркшейдерской документации; правил безопасности
и местных инструкций по безопасности работ, а также опыта взрывания в анало-
гичных условиях.
Проекты’ утверждаются главным инженером производственного объединения
(комбината, рудоуправления) и вводятся в действие приказом руководителя со-
ответствующей хозяйственной организации.
В типовом проекте приводятся: горнотехническая характеристика отрабаты-
ваемого блока (панели); параметры расположения скважин (камер, шпуров);
способы и схемы взрывания; конструкция зарядов и тип ВВ; диаметр скважии;
расчетные показатели взрыва; методика расчета электровзрывной сети и времени
проветривания; расчеты зарядов ВВ; методика расчета сейсмически безопасных
расстояний для инженерных сооружений и горных выработок; мероприятия по
вопросам техники безопасности. Для руководства работами при подготовке и
производстве массового взрыва назначается ответственный за взрыв
В технический расчет массового взрыва, кроме расчетных параметров, вклю-
чается также распорядок проведения взрыва (порядок, сроки выполнения и от-
ветственные лица за доставку ВМ, заряжание, монтаж и проверку взрывной сети,
проветривание после массового взрыва, расстановку постов н др.).
Специальный проект массового взрыва должен иметь следующие разделы:
горнотехническая характеристика района взрыва; расчетные показатели мас-
сового взрыва; организационно-технические мероприятия по подготовке и про-
ведению массового взрыва.
К проекту должны быть приложены графический материал и «Диспозиция
проведения массового взрыва», в которой предусматриваются, круг обязанностей
Принято по терминологии предпрпятиЛ циетной металлургии.
466
и персональная ответственность должностных лиц, участвующих в подготовке
и проведении взрыва; сроки осуществления работ и порядок нх прекращения;
порядок отвода рабочих за пределы опасной зоны и допуска их после взрыва.
В частности, в этом документе указываются:
дата и время производства взрыва;
должность и фамилия ответственного руководителя взрыва (главного ин-
женера рудника илн его заместителя) и технического руководителя взрыва (глав-
ного инженера шахты) илн его заместителя (начальника участка);
место нахождения ответственного руководителя перед производством и в мо-
мент взрыва;
лица надзора, ответственные за доставку ВМ и заряжание скважин;
порядок охраны ВМ при доставке, хранении нх иа месте работы и заряжа-
нии;
старшие взрывники по заряжанию и укладке боевиков;
начало и окончание работ по заряжанию и монтажу взрывной сети;
взрывники и ИТР для монтажа взрывной сети;
опасная зона в шахте на время заряжания, монтажа взрывной сети и взрыва;
лица, ответственные за вывод людей из подземных выработок и поверхност-
ных сооружений, входящих в опасную зону, а также за выставление постов ох-
раны на поверхности;
местонахождение постов охраны н порядок их выставления;
срок и порядок вывода людей из опасной зоны, а также нх допуска после
нзрыва;
срок и ответственный за вывоз остатков ВМ.
Не позднее чем за двое суток до массового взрыва ставятся в известность об
этом местные органы Госгортехнадзора СССР.
§ 132. Подготовка блока к массовому взрыву
Перед подготовкой блока к массовому взрыву должны быть полностью окон-
чены предусмотренные проектом отработки блока подготовительные и нарезные
работы, отрегулирована в соответствии с проектом схема вентиляции, разбурены
междукамерные целикн, отбита и выпущена руда из компенсационных камер.
Непосредственная подготовка блока к взрыванию заключается в составле-
нии проекта массового взрыва, контрольном промере всех пробуренных, подле-
жащих взрыву скважии, их очистке, проверке и доведении до проектных размеров
(если обнаружатся отступления) пройденных выработок, очистке вентиляцион-
ных путей.
В этот период выбирают н оборудуют пути доставки ВМ к местам зарядки,
прокладывают (при необходимости) дополнительные железнодорожные пути,
освещают и очищают выработки, по которым будут доставляться ВВ, оборудуют
для подъема (спуска) ВВ восстающие выработки, очищают места зарядки.
За время подготовки крупных массовых взрывов в отдельных случаях часть
пробуренных скважин теряется, выходит из строя. Для уточнения фактических
глубин, определения числа нарушений и их характера перед массовым взрывом
проводят контрольный промер пробуренных скважин. Результаты промера исполь-
зуют для корректирования количества ВВ, подлежащего размещению в скважи-
нах.
Контрольный промер осуществляют специально выделенные люди под руко-
водством лица горного надзора участка илн работника маркшейдерского отдела.
Данные о фактических глубинах скважин заносят в специальный журнал
н сопоставляют с проектными, занесенными в этот журнал ранее. У аварийных
скважин отмечают характер нарушения, провал, вывал, смещение, завал и т. д.
Промер восходящих скважин ведут свинчивающимися деревянными штаи-
'амп с расширением на конце, а нисходящих обычной мерной лентой с грузом.
После окончания контрольного промера приступают к очистке и восстанов-
лению нарушенных скважин с помощью металлических и дсрсвинных свинчиваю-
щихся штанг, желонок, шпекообразных штанг, а иногда (особо ответственных
скважин) и с помощью буровых станков.
467
Прн очистке скважнн вручную иа первой от работающего штанге необхо-
димо иметь защитный колпак, предохраняющий руки от ударов выпадающих
кусков породы.
Категорически запрещается вести какие-либо работы по очистке и восстанов-
лению нарушенных скважин после начала их заряжания.
Очистка вентиляционных путей ведется с помощью скреперных установок,
погрузочных машин нли вручную.
Особое внимание уделяется состоянию путей доставки ВМ. Для этого назна-
чается специальная комиссия во главе с главным инженером рудника (шахты)
нли его заместителем, которая проверяет состояние пугей доставки ВМ к местам
зарядки и намечает меры но их соответствующему оборудованию, очистке и осве-
щению Восстающие выработки, служащие для подъема (спуска) ВМ, оборудуют
подъемными пневматическими лебедками с двумя тормозными устройствами
(в том числе одно механическое, независящее от наличия сжатого воздуха).
Подъем (спуск) ВМ производят в заводской таре или бумажной обертке, ио обя-
зательно в контейнерах или других прицепных сосудах, которые крепят к подъ-
емному канату способом (лучше всего с помощью карабинов), исключающим само-
произвольное отцепление при сильном натяжении нли напуске каната, прн за-
стревании сосуда и т. п. Для обеспечения непрерывности процесса заряжания
необходимо иметь не менее трех контейнеров.
Во время подготовки блока к взрыву проводят работы по защите горных выра-
боток, оборудования и коммуникаций от разрушительного действия взрывной и
сейсмической поли, по изоляции района взрыва от блуждающих токов и другие
меронрия1ия, предусмотренные «Проектом» и «Диспозицией» взрыва
Борта, кровлю всех камер, где будут производить зарядку, тщательно осма-
тривают к обирают от «заколов», опасные места укрепляют. Для удобства зарпдкн
в высоких камерах или там, где произошло отслоение кровли, сооружают «козлы»,
на которых оборудуют переносные полки
К окончанию подготовки блока к зарядке по камерам разносятся пробки,
зарядчики, штанги, парашюты
Доставку ВМ в район массового взрыва разрешается производить только
после проверки специальной комиссией, назначенной главным инженером шахты
(рудника), готовности блока (панели) к производству массового взрыва и оформ-
ления результатов проверки актом.
§ 133. Допуск людей к доставке ВВ и зарядке скважин
Прн массовых взрывах вес работы по монтажу взрывной сети должны вы-
полнять взрывники Для доставки ВВ, а также заояжания скважнн. камер и
т. д. разрешается привлекать специально обученных н проинструктированных
рабочих Работа этих лиц может производиться только совместно с взрывниками
под нх надзором. Списки рабочих, выделенных согласно диспозиции в помощь
взрывникам, передаются коменданту взрыва. Затем заместитель главного инже-
нера по технике безопасности или другой работник отдела техники безопасности
проводит с рабочими специальный инструктаж по правилам обращения с ВВ,
нх переноски и зарядки, включающий ознакомление с методами заряжания сква-
жин (камер и т. д.), свойствами ВВ; особо обращают внимание па вопросы очистки
скважин, опасности применения при зарядке металлических предметов, могущих
вызвать искру, ликвидации пробок из застрявших патронов Обращается вни-
мание па свойства ДШ и ЭД, возможности и последствия перетирания проводов
ЭД и нитей ДШ, правильное расположение их в скважине. Указывается на не-
обходимость установки пробок в вертикальных н наклонных скважинах, разъяс-
няются правила пользовании пиевмозарядчиками н другие меры безопасности.
Обязательно присутствующий на инструктаже ответственный руководи-
тель, в чьем подчинении будут работать инструктируемые рабочие, объясняет,
что предстоит сделать за смену, в каком районе будут работать люди, где нахо-
дятся постовые, охраняющие опасную зону, и каковы ее границы Одновременно
рабочих знакомят с пропускной системой. Затем рабочие расписываются за про-
веденный инструктаж, работник отдела техники безопасности (ответственный
468
за проведение инструктажа) визирует этот список, после чего комендант взрыва
отдает распоряжение о выдаче им пропусков. Проведение инструктажа должно
быть отражено в журнале по учету прохождения инструктажа по технике без-
опасности.
Работами по доставке ВВ от базисного склада до мест зарядки руководит
ответственный за доставку, обычно заместитель пли помощник главного инже-
нера. На каждый участок доставки ВВ (базисный склад, приемная площадка
ствола, околоствольиый двор, приемная площадка блока, камеры) назначаются
специальные ответственные лица из числа инженерно-технических работников и
учетчик, в обязанность которого входит учет поступивших и отгруженных ВВ.
Учетчики следят также за правильным разносом ВВ но местам зарядки (камерам).
Общим руководителем учета по всем местам перегрузки ВВ и доставки его к местам
зарядки назначается инженерно-технический работник из числа главных специа-
листов рудника (шахты).
От базисною склада до приемной площадки ствола ВВ перевозится в автомо-
билях, специально оборудованных с отметкой в путевом листе. «Годен для пере-
возки ВВ». Территория у ствола шахты, где расположена приемная площадка и
ведется разгрузка ВВ, должна охраняться.
По стволу шахты ящики и мешки с ВВ опускают в обычных или специальных
вагонетках. Допускается размещать ВВ па полу клеш. Ящики (мешки) должны
занимать не более 2/3 высоты клети, но пе выше ее двери, а при размещении в ва-
гонетках — не выступать выше их бортов.
Для доставки ВВ по подземным выработкам выделяются специально про-
инструктированные поездные бригады. Электровоз и состав ваюпеток, в которых
должны транспортироваться ВВ, предварительно осматриваются механиком вну-
тришахтного транспорта на пригодность их к перевозке ВВ н делается запись
в книгах осмотра н ремонта электровозов и вагонов.
Работами по зарядке руководит, как правило, начальник взрыва нлн его
сменные помощники. В каждой камере, буровой выработке, подсечке и т. п ,
где идет зарядка скважин нли укладка камерных зарядов, назначается ответствен-
ный за зарядку из числа опытных нижеперно-гехпичсских работников.
Для зарядки восходящих скважин назначается звено, состоящее из взрыв-
ника и двух-трех проинструктированных рабочих. При зарядке с использова-
нием пневмозарядчнка в состав звена входят взрывник и один-два рабочих (в за-
висимости от глубины заряжаемых скважин). Прн зарядке нисходящих скважнн
звену из трех человек, включая одного взрывника, отводится серия скважии.
Ответственный за зарядку по камере постоянно контролирует правильность и
качество зарядки. Особое внимание обращается иа правильную, определенную
проектом очередность установки боевиков с ЭД. Дли контроля и руководства
} каждого ответственного должна быть выкопировка из проекта взрыва с указа-
нием расположения скважин па данном участке, глубины скважин и очередности
взрывания.
Все лица, участвующие в производстве взрыва, кроме вспомогательных ра-
бочих, пофамильно указываются в «Диспозиции проведения взрыва», где также
отмечается численность работающих, постоянное место нх работы (номер участка),
фамилия и должность ответственного руководителя.
Старшим руководителем является начальник взрыва или ответственный за
его проведение Нн один вышестоящий руководитель не имеет права отменить
нлн изменить распоряжение начальника взрыва, не освободив его от исполнения
обязанности письменным приказом. Начальник взрыва назначается из числа
Руководителей рудника — обычно это главный инженер нлн его первый заме-
ститель.
При производстве массового взрыва в сложных условиях, когда приходится
заниматься вопросами эвакуации населения районов, попавших в опасную по
сейсмическому воздействию зону, в ряде случаев обязанности ответственного за
''ровсдепие взрыва принимает на себя начальник рудника.
Ответственный за проведение взрыва и комендант взрыва заранее извещают
Руководителей предприятий, смежных рудников (шахт), вспомогательных цен-
зов, работники которых могут находиться в опасной зоне в подземных выработ-
ках нлн на поверхности. В извещении, направляемом па основании соответствую-
469
щего приказа по комбинату (руднику), указанные руководители обязываются
вывести работающих из подземных выработок и опасных зон на поверхность н
подать коменданту об этом письменный рапорт. При необходимости вывода жи-
тслсй из опасной зоны заранее должно быть направлено извещение в районный
исполнительный комитет Совета народных депутатов с указанием времени взрыва,
домов, входящих в опасную зону, и времени, на которое жители должны быть
выведены за пределы опасной зоны.
Ответственным за вывод жителей из опасной зоны назначается специальный
работник рудника, который выполняет свои обязанности при содействии органов
.милиции.
Прн относительно небольших массовых взрывах, не требующих вывода
всех людей из подземных выработок, начальником взрыва назначается началь-
ник участка или его заместитель.
Одним из основных руководителей взрыва является также начальник взрыв-
ной («минной») станции, которым назначается главный энергетик рудника (шахты)
или его заместитель. В обязанности начальника взрывной станции входит руко-
водство работами по монтажу элсктровзрывпой сети от места присоединения про-
водов электровзрывной сети к магистральным линиям шахтного электроснабже-
ния до рубильника, включением которого будет произведен взрыв. Начальник
взрывной станции перед началом монтажа сети закрывает рубильник на замок н
передает ключ начальнику взрыва.
Все остальные ответственные руководители прн производстве массовою
взрыва назначаются из лиц инженерно-технического состава.
Ответственные руководители обязаны перед началом работ ежесменно полу-
чать задание у начальника взрыва или его помощника и по окончании работы
докладывать о выполнении полученного задания.
На проведение массового взрыва назначаются наиболее опытные взрывники
горных участков и служб рудника.
Комендант взрыва н его помощники назначаются из инженерно-технических
работников. В обязанности коменданта входит также оповещение о взрыве руко-
водителей военизированных горноспасательных частей (ВГСЧ), ознакомление
(под расписку) всех ответственных руководителей с «Проектом» и «Диспозицией
проведения взрыва», контроль за выводом людей из подземных выработок н опас-
ной зоны поверхности, охрана опасных зон под землей н иа поверхности, вы-
дача и прием (после окончания работ) пропусков, руководство дежурным транс-
портом, дежурными слесарями и электриками. Комендант или его помощники
круглосуточно находятся па руднике в определенном месте в течение всего вре-
мени проведения массового взрыва — от завозки ВМ до допуска рабочих к местам!
работы. В комендатуру передаются все оперативные данные о ходе заряжания,
о возникающих неполадках и т. д.
Перед началом доставки ВВ и заряжания скважин из района взрыва, опас-
ного но действию взрывной волны, снимаются водовоздушные и электрические
магистрали, как правило, снимаются и убираются в безопасные места электро-
двигатели скреперных лебедок, ограждения барабанов, рычаги. Скребки подтя-
гиваются к лебедкам, канаты полностью наматываются на барабаны. Перед ле-
бедками пробивается органная крепь. Весь подвижной состав перегоняется из
района взрыва в безопасные места, указанные в «Диспозиции», где также указы-
ваются время проведения этих работ и лица, ответственные за их выпол-
нение.
Во избежание разрушения бункеров взрывной воздушной полной псе рудо-
спуски перед взрывом заполняются рудой.
Оборудование убирается также из районов поверхности, опасных по сейсми-
ческому действию взрыва и близких к границе возможного обрушения поверх-
ности. В первую очередь это касается рудников, где производится совместная раз-
работка месторождения полезного ископаемого открытым и подземным спосо-
бами.
После уборкн оборудовании ответственный за его уборку подает коменданту
взрыва специальный рапорт.
470
§ 134. Монтаж взрывной сети
К монтажу электровзрывной сети приступают после окончания зарядки сква-
жин и вывода людей, не участвующих в монтаже, за пределы опасной зоны, ох-
раняемой постами.
Монтажом электровзрывной сети н сети из ДШ руководит начальник взрыва.
.Монтаж ведут опытные взрывники, пофамильно указанные в «Диспозиции про-
исдення взрыва». Вся элек™овзрывная сеть илн сеть нз ДШ делится на секции,
участки, группы (рнс. VI 1.50). Руководитель, отвечающий за монтаж одной или
нескольких групп участка, назначается из числа инженерно-технических рабог-
ннков. У каждого ответственного за монтаж должна быть выкопировка из проекта
взрыва, па основе которой и проводится коммутация сети.
По окончании монтажа секции, группы, участка производится замер сопро-
тивления смонтированной цепн и сопоставление полученных данных с проект-
ными (расчетными). Расхождение допускается в пределах ±10%. Прн большем
расхождении следует повторить замер, предварительно проверив, все ли ЭД
включены в монтируемую сеть п правильно ли опа собрана. Сопротивления от-
дельных ЭД при монтаже замеряют лишь в том случае, если при проверке собран-
ной секции установлено наличие обрыва, когда сопротивление значительно
выше (ниже) расчетного. При этом обязательно производится включение в прове-
ряемую сеть дополнительного сопротивления. Соединения, сростки проводов
электровзрывной сети зачищаются и тщательно изолируются специальными за-
жимами нли изоляционной лептон. Монтаж ведется в направлении от зарядов
к источнику тока. Перед присоединением смонтированной электровзрывной сети
к кабелю надо еще раз убедиться в отсутствии напряжения в кабеле. Противо-
положные концы кабеля должны быть накоротко замкнуты с помощью «закоро-
ток». Места и время установки «закороток», а также лица, ответственные за их
установку, указываются в «Диспозиции проведения взрыва».
Концы смонтированных участков (групп) принимает от ответственных за
монтаж начальник взрыва, повторяя замер сопротивления участка и сверяя его
с расчетным Результата замеров по секциям, группам, участкам записываются
в специальную ведомость.
471
Взрывная станция монтируется прн непосредственном участии ее началь-1
пика До начала монтажа сети рубильник должен быть закрыт на замок и у него]
выставлен пост Ключ от рубильника находится у начальника взрыва. |
Допуск к рубильнику может быть произведен только по письменному разре-
шению первого руководителя взрыва (ответственного за организацию и проведе-'
ние взрыва или начальника взрыва)
Сопротивления элсктровзрывной сети измеряют омметром ДМ-48 (Р-343)
мостикового типа. Омметр дает в сеть ток не более 0,5 А, однако не рекомен-
дуется замерять нм одиночные электродетонаторы, находящиеся в патронах-
боевиках или в заряде
Для проверки целостности и проводимости электровзрывнои сети приме-1
пяют карманные приборы — взрывные испытатели ВИО-3. I
Ток ВИО-3 получают от удара пружинного бойка по пьезоэлсмепту через
валик.
Взрывание с помощью ДШ и пиротехнических реле КЗДШ является наиболее
безопасным при проведении массовых взрывов. Однако недостатком такого взры-
вания является сложность создания большого числа ступеней замедлений, под-
верженность пучков ДШ и КЗДШ воздействию взрывной волны, невозможность
предварительной проверки исправности реле КЗДШ Согласно исследованиям
сохранность взрывной сеги из ДШ достигается лишь прн суммарном интервале
замедлений в 35 мкс. При применении сетей ДШ рассыпанное в устьях горизон-
тальных и слабонаклонных скважин ВВ может быть причиной преждевременной
детонации и тогда КЗДШ практически не выполнит своей роли Все это значи-
тельно ограничивает область применения КЗДШ прн массовых пзрывах на под-
земных рудниках.
Монтаж ссгн из ДШ, так же как и элсктровзрывной, производят после пол-
ного окончания заряжания всех скважин и укладки камерных зарядов Монтаж
осуществляется опьпными взрывниками по схемам —выкопировкам из проекта
взрыва При ведении монтажа вдоль зарядов прокладывается магистральная ли-
ния, состоящая, как правило, ие менее чем из двух ниток ДШ Линия проклады-
вается по почве выработок, очищенной от посторонних предметов, или эластично
подвешивается к крепи. В особо ответственных случаях нити ДШ прокладывают
в трубах или в специально подготовленных канавках на почве выработки, которые
потом перекрываются досками
Для предупреждения отказов разрешается в одной точке магистральной
линии подсоединять только одно ответвление к заряду, запрещается допускать
пересечение нитей ДШ, наличие нз них скруток или витков; нельзя применять
в одной взрывной сети ДШ разных марок, различных заводов, дублированные
обособленные ceiH ДШ должны взрываться одновременно от одного и того же
инициатора. При необходимости пересечения нитей ДШ расстояние между ними
должно быть нс мсисе' 10 см и фиксироваться деревянной распоркой Такое же
расстояние должно быть выдержано при размещении на дублированных нитях
ответвления пиротехнических замедлителей КЗДШ Между параллельно про-
ложенными КЗДШ в одной нити ДШ также устанавливается деревянная распорка
в 10 см.
Рекомендуется следующие безопасные способы введения КЗДШ в сква-
жину:
КЗДШ крепят к патрону ВВ с помощью ДШ и затем патрон осторожно вво-
дят в скважину В головке забойника предусматривают прорезь для свободного
прохода КЗДШ н для того, чтобы ДШ, идущий от КЗДШ, не свернулся или не
перегнулся при досылке патрона, шнур слегка натягивают,
КЗДШ помещают в специальный пустотелый деревянный патрон (фальш-
патрон), который и вводится в скважину, отростки КЗДШ крепят к ДШ, вво-
димому в скважину, н к ответвлениям магистральных шнуров;
КЗДШ с помощью изоляционной ленты крепится к ДШ, проложенному по
скважине. При небольшом числе ступеней замедления при взрыве КЗДШ может
вмонтироваться непосредственно в сеть ДШ или в участки магистральной
линии.
Во всех случаях монтаж сети нз ДШ должен вестись от заряда к магистраль-
ным линиям.
472
§ 135. Охрана опасной зоны
При проведении массовых взрывов в подземных выработках различают две
опасные зоны, охраняемые постами. Первая — иа время заряжания, вторая —
на время взрывания и проветривания (с момента начала монтажа электровзрыв-
ной сети). Границы зон устанавливаются диспозицией. Руководство по-
стами возлагается на коменданта взрыва н выделенных в его распоряжение
разводящих.
Постовые инструктируются комендантом перед вступлением па пост под
расписку и отвечают за допуск людей в районы опасных зон только по
специальным пропускам, которые должны нреъявляться одновременно с удо-
стоверением личности, имеющим фотографию владельца (пропуск пред-
приятия).
I опасная зона устанавливается с момента завоза ВМ в район взрыва и сох-
раняется до выставления постов охраны второй опасной зоны. Границы первой
зоны обычно устанавливают исходя из конкретных условий, но, как правило,
не ближе 100 мм (ио выработкам) от места заряжания.
II опасная зона (учитывая большое количество одновременно взрываемого
ВВ и возможность сильного воздушного удара и выброса ядовитых газов) имеет
границы, как правило, вынесенные па поверхность — к устьям стволов шахт,
цполеи, подземных галерей. Опасная зона оцепляется постами к моменту начала
работ по монтажу электровзрывной сети. Для входа во вторую зону комендант
взрыва выдает особый пропуск Вход в эту зону после окончания работ по монтажу
сети запрещен
Ко времени производства взрывания псе постовые во избежание отравления
выброшенными через стволы шахт ядовитыми газами, должны быть отведены от
устьев стволов. После взрыва все постовые переходят в подчинение ответствен-
ного за проветривание, который исходя из конкретных условий, подтвержденных
анализом проб, воздуха, отобранных в горных выработках, может постепенно
уменьшать границы зоны, давать разрешение на допуск людей в проветрившиеся
участки, переставлять или снимать посты
§ 136. Производство взрыва
После окончания всех работ по заряжанию и монтажу электровзрывной сети
или присоединения к собранной сети ДШ электродетонаторов к определенному
времени, предусмотренному «Диспозицией проведения взрыва», комендант взрыва
выводит всех людей за пределы второй опасной зоны. Ответственные за вывод
людей по объектам, участкам, а также табельная и ламповая подаюг письменные
рапорты коменданту взрыва о полном выводе людей из подземных выработок.
Письменные рапорты коменданту взрыва о полном выводе людей из подземных вы-
работок подают руководители всех смежных с шахтой предприятий, чьи люди
могут находиться в подземных выработках (цехов технического контроля, кон-
трольно-измерительных приборов и автоматики, ремонтно-монтажных групп,
энергетической службы и др.).
После получения письменных рапортов о выводе людей и выполнении дру-
гих мероприятий, предусмотренных «Диспозицией проведения взрыва», комен-
дант взрыва подает письменный рапорт ответственному за проведение массового
взрыва о выводе всех людей за пределы опасной зоны, уборке оборудования и
выставлении постов. Начальник взрыва подает ответственному за проведение
взрыва письменный рапорт о готовности блока (злектровзрывной сети, сети ДШ)
к взрыву. Ответственный за проведение взрыва после получения этих рапортов
дает письменное разрешение начальнику взрыва иа производство взрыва. Одно-
временно он дает ему письменный допуск к рубильнику взрывной станции. Когда
старшим руководителем является начальник взрыва, он осуществляет эти опера-
ции сам.
Взрыв (включение рубильника взрывной станции) производится начальником
взрывной станнин в присутствии начальника взрыва.
473
§ 137. Мероприятия после взрыва
К числу важнейших вопросов, подлежащих решению после массового взрыва
Относятся вопросы проветривания выработок.
В проекте массового взрыва должен быть предусмотрен специальный раздел
по проветриванию подземных выработок после взрыва. Отдельные мероприятия
(пути движения свежего и загрязненного воздуха, работа вентиляторов, места
установки дополнительных перемычек, режим вентиляционных дверей к т. п.)
включаются в «Диспозицию проведения взрыва». Особенностью проветривания
в этом случае является быстрое снижение загазованности выработок непосредст-
венно после взрыва, затем небольшой рост п повторное снижение загазованности.
Причиной этого служит адсорбция газов породой в первоначальный момент, а
потом вторичное их выделение.
Работы по проветриванию рудника после массового взрыва заключаются
в следующем. Сразу же после взрыва включаются вентиляторы на поверхности
и не ранее чем через I ч — для выработок основного горизонта и через 2ч — для
района взрыва в шахту спускаются отделения ВГСЧ для выполнения предусмо-
тренных «Проектом» работ по восстановлению нормальной схемы проветривания
(включаются подземные вентиляторы, закрываются вентиляционные двери и т. д ).
Спустя 2 ч осуществляют отбор проб воздуха в подземных выработках н его ана-
лиз. Все эти работы ведутся в подземных выработках, за исключением района
взрыва. Для анализа газов могут использоваться переносные газоанализаторы
типа ГХ с индикаторными трубками иа различные газы, позволяющие определять
состав атмосферы непосредственно в выработках. В необходимых случаях для
проверки результатов этих анализов проводится лабораторный анализ в по-
ходной лаборатории ВГСЧ. В случае необходимости отделения ВГЧС принимают
дополнительные меры к проветриванию отдельных участков забоев. Допуск лю-
дей в шахту (кроме участка взрыва) разрешается только после проверки ВГСЧ
состояния выработок и восстановления нормальной атмосферы, но не ранее чем
через 2 ч после взрыва. Разбирать газонепроницаемые перемычки, отделяющие
участок взрыва, разрешается нс ранее чем через 8 ч после взрыва.
Допуск людей в проветрившиеся выработки разрешает ответственный за про-
ветривание после согласования своих действий с главным инженером рудника
(шахты). Для ведения восстановительных работ назначаются специальные группы
крепильщиков, слесарей, электриков под руководством инженерно-технических
работников. Работы по восстановлению снятого оборудования, водовоздушных н
электрических магистралей, ремонт ходовых отделений и другие начинаются
после полного провегривання района взрыва, подтвержденного анализами воз-
духа. Этн работы начинаются с тщательного осмотра выработок приведения их
в безопасное состояние (снятие заколов, обмыв бортов и кровли от пыли н
т- п.), восстановления ходовых отделений, освещения рабочих мест.
'^“.Руководители работ по восстановлению должны иметь с собой портативный
газоанализатор типа ГХ и систематически проверять состояние рудничного
воздуха.
Прн обнаружении ядовитых газов люди должны быть немедленно выведены
из опасного района. Руководитель работ сообщает о случившемся ответственному
за проветривание, который принимает конкретные меры.
РАЗДЕЛ VIII
СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ И ДОСТАВКА] РУДЫ
ГЛАВА 1
ТРЕБОВАНИЯ К РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ.
КЛАССИФИКАЦИЯ СИСТЕМ. ПРИНЦИПЫ ИХ ТЕХНИКО-
ЭКОНОМИЧЕСКОГО СРАВНЕНИЯ И ОПТИМИЗАЦИИ ПАРАМЕТРОВ
Требования к разработке месторождений в целом определены «Основами
законодательства Союза ССР н союзных республик о недрах» (1975 г.) и по своей
направленности делятся на две группы.
Группа требований по рациональному использованию недр:
1. Безопасность работ и соблюдение необходимых санитарно-гигиенических
гсловнй.
2. Недопущение сверхнормативных потерь и разубоживания полезных
ископаемых, а также выборочной отработки участков месторождений с богатой
рудой или особенно легкими условиями работ, если это приведет к необоснован-
ным потерям балансовых запасов.
3. Минимальные издержки производства и максимальная производительность
труда на добыче руды (прн соблюдении нормативов потерь и разубоживания руды).
4. Выполнение производственной программы по количеству и качеству до-
бываемой рудной массы.
5. Комплексное использование месторождения, т. е. возможно более полное
использование всех типов руд, а также вынимаемых попутно пустых пород.
6. Постоянное (точнее, изменяющееся лишь в необходимых пределах) ка-
чество рудной массы во избежание увеличенных потерь полезного компонента
прн ее переработке.
7. Охрана месторождения полезных ископаемых от затопления, обводнения,
пожаров и от воздействия других факторов, снижающих качество полезных
ископаемых или осложняющих разработку.
Группа требований по охране окружающей среды:
I. Охрана атмосферного поздуха, земель, лесов, води других природных
объектов, а также зданий н сооружений.
2. Исключение вредного влияния отходов производства на окружающую
среду. [*(
3. Сохранность заповедников, памятников природы и культуры.
4. Приведение земельных участков, нарушенных прн пользовании недрами,
в безопасное состояние, а также в состояние, пригодное для использования их
в народном хозяйстве.
Классификация систем разработки рудных месторождений (табл. VIII I)
построена с учетом изложенных требований к подземной разработке твердых
полезных ископаемых на базе известных классификаций Н. И. Трушкова,
М. И. Агошкова, Е. П. Прокопьева, К- М. Чарквнани, В. Р. Именнтова и др.
Все системы разделены на три класса по принципу поддержания очистного
пространства в период извлечения отбитой руды.
/ класс. Очистная выемка состоит в отбойке и доставке руды, а прн необхо-
димости и вторичном дроблении; породы вокруг очистного пространства не об-
рушаются.
В случае оставления временных целиков система разработки все равно клас-
сифицируется по выемке камер, хотя показатели отработки блока в целом в зна-
чительной'степени зависят от выемки временных целиков, осуществляемой воз-
можно с применением других способов поддержания очистного пространства.
II класс. Очистная выемка включает те же процессы, но очистное простран-
ство после обрушения не поддерживается.
475
Таблица VIII.[
Классификация систем подземной разработки рудных месторождений
Класс систем Группа систем Распространенное наименование системы разработки
I С естественным поддержанием очистного простран- ства А. С механизиро- ванной доставкой руды 1. Сплошная система 2. Камерно-столбовая система
Б. С самотечной до- ставкой руды 3. Камерная система 4. Система с отбойкой из мага- зина 5. Другие
II. С обрушением ру- ды и вмещающих пород (без поддер- жания выработан- ного пространства) А. Этажного обру- шения I. Этажное принудительное об- рушение со сплошной выем- кой 2. Этажное принудительное обрушение с компенсацион- ными камерами 3. Этажное самообрушеиие
Б. Подэтажного об- рушения 4 Подэтажное обрушение с тор- цевым выпуском руды 5. Подэтажное обрушение с дон- ным выпуском руды
III. С искусственным поддержанием очистного про- странства Л. С закладкой I. Однослойная выемка с за- кладкой 2 Горизонтальные слои с за- кладкой 3. Наклонные слон с закладкой 4. Система разработки тонких жнл с раздельной выемкой 5 Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой
Б. С креплением
В. С креплением и последующим обрушением 6. Столбовая система с обруше- нием 7. Слоевое обрушение
/// класс. К отбойке и доставке руды добавляется закладка илн крепление,
либо то н другое. Крепь либо оставляют навсегда иа месте установки, либо пере-
двигают, извлекают или разрушают по мере продвижения забоя, вызывая этим
обрушение вмещающих пород.
В перспективе удельное значение систем III класса будет возрастать, так как
они наиболее надежны и безопасны прн работах на больших глубинах и в наи-
большей мере отвечают требованиям охраны природы в части полноты исполь-
зования недр, сохранения земной поверхности и водных ресурсов.
Основные технико-экономические показатели систем:
I) производительность труда забойного оабочего по системе с учетом под-
готовительно-нарезных работ, т/смену (мэ7смену);
2) производительность блока, т/мес (т/сут);
476
3) потери руды, %;
4) разубоживание руды, %;
5) расход подгоговнтельно-нарезных выработок, м/1000 т (мэ/1000 т) под-
готовленного запаса.
Для систем III класса отмечается расход материалов па закладку нлн креп-
ление.
В экономическом сравнении систем разработки фигурируют: с — мате-
рналыю-трудовые затраты, руб/т рудной массы; п — потерн руды; р — разубо-
живание руды; k — удельные (па I т рудной массы) капиталовложения, руб/год.
В сравнении двух вариантов технических решений систем (/ и 2) может
быть несколько характерных случаев
1-й случай. Системы разработки различаются между собой по величине
приведенных материально-трудовых затрат, но не имеют существенного раз-
личия по потерям н разубоживанию руды:
£и*1 + <4 ¥= Euk2 4- сг; /»! « л2; Pi =» Рг-
В этом случае достаточно сравнить системы только по приведенным затратам
и отдать предпочтение более дешевой системе, т. е условием выбора будет
EHk + с min. (VIII. I)
Для упрощения целесообразно учитывать только сравнительные затраты,
отличающиеся при различных вариантах.
2-й случай. Одна из систем обеспечивает более дешевую добычу руды,
а другая лучшие показатели извлечения:
£n*i -I- Ci < Е н*2 + с2; rtj>«2 нлн pi>p2.
В этом случае системы сравниваю! по удельному (па. I т запаса руды)
доходу от разработки рассматриваемого участка месторождения:
Э-ьтах. (VIII.2)
Извлеченная ценность считается по конечной продукции — рудной массе,
концентрату или металлу.
Удельный доход (руб/т)
(VII 1.3)
Э = Ад [ДР — EHk — (Сдоо Ь с-г 4- сп)],
где Ад = -----пыход рудной массы при добыче в долях единицы (п, р—
коэффициенты потерь и разубоживания руды), ДР — ценность конечного (то-
варного) продукта, полученного из I т рудной массы, руб/т; Д — отпускная
цена конечного продукта; Р —выход конечного продукта из рудной массы в долях
единицы; £НА—плата за фонды, учитываемая лишь в отдельных случаях; сдог> —
себестоимость добычи рудной массы, руб/т; ст — себестоимость поверхностного
транспорта, отнесенная к 1 т рудной массы; сп — себестоимость переработки
I т рудной массы.
р _ ЛрудО — р)
|де ЛРУд, — содержание металла в руде н в конечном продукте; г] — извле-
чение металла при переработке (в долях единицы).
Если товарным продуктом является рудная масса, то ст = 0, сп = О, Р = I.
Для полиметаллической руды расчет можно вести по одному нз металлов,
иа который условно пересчитывают н все остальные.
В случае получения нескольких видов товарного продукта (например, не-
скольких концентратов) можно пользоваться их средневзвсщенной ценой и сум-
марным выходом, который для действующего предприятия определяется по
отчетной документации.
Если сравниваемые системы разработки дают разную производительность
блока, то в связи с различной концентрацией горных работ следует учитывать
477
разные затраты на подземный транспорт н вспомогательные работы. В осталь-'
ных случаях можно определять себестоимость добычи только по блоку.
3-й случай. Условия те же, но в техническом отношении варианты раз.
лнчаются между собой одним-двумя элементами (параметрами).
Сравнение ведут по условию
EKk + с -|- </Up-+ min, '(VIИ.4)
где </цр — ущерб от потерь и разубоживания.
4-й случай. Один из сравниваемых вариантов обеспечивает меньшие потери
руды, другой — меньшее разубоживание; оба варианта примерно равноценны
по материально-трудовым затратам:
|- Cj « Eukz -г cs; пх <_rh\ Pi > Pf
В этом случае сравнение ведут по условию минимального суммарного эко-
номического ущерба от потерь и разубоживания:
п -г рК min, (VIII.5)
где К — коэффициент перевода разубоживания в условные потерн.
Приближенно
где А руд, ЛцОр — среднее содержание металла в руде и породе; Лпцп — мини-
мальное промышленное содержание металла.
Оптимизация параметров систем разработки.
Методика определения оптимальных параметров дается по отдельным систе-
мам разработки с учетом того, какие факторы наиболее существенны для данной
системы. Оптимальные значения можно находить методом вариантов или графо-
аналитическим (с использованием метода вариантов для построения кривых).
Часть факторов во многих случаях не удается оценить количественно.
Если не поддающиеся численной оценке факторы в каком-либо случае играют
решающую роль, то расчет по другим факторам теряет смысл, а величину пара-
метра принимают на основании инженерного опыта и практических данных.
ГЛАВА 2
СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ С ЕСТЕСТВЕННЫМ ПОДДЕРЖАНИЕМ
ОЧИСТНОГО ПРОСТРАНСТВА
Эти системы применяются главным образом при устойчивых руде и вме-‘
щающнх породах. Прн малой устойчивости вмещающих пород они могут при-
меняться только в мощных залежах при условии оставления предохранительных
целиков около слабых боковых пород либо в виде теряемой «корки» (1—3 м),
либо отрабатываемых в дальнейшем целиков (5—8 м) вместе с другими целиками.
Очистное пространство поддерживается в основном за счет естественной устой-
чивости руды н вмещающих пород, а также за счет частичного или полного ма-
газинироваиия руды.
Для систем характерны: высокая производительность труда рабочих; интен-
сивность разработки месторождения; низкая себестоимость добычи; малое разу-
боживание руды (исключая условия тонких залежей); сравнительно большие
потери руды в целнках.
478
§ 138. Сплошная система разработки
Систему применяют в основном в пологих и наклонных залежах малой н
средней мощности, в отдельных случаях мощностью до 20—25 м и более (устой-
чивые руды и вмещающие породы) к при не очень пенной руде в связи со значн-
гельными потерями ее в целиках.
Панели, па которые нарезают шахтное поле, отрабатывают без деления на
блоки. Забой располагают но всей ширине панели. Выемку руды ведут на полную
мощность залежи или двумя-тремя слоями по высоте, начиная с верхнего. Кровля
поддерживается постоянными целиками — сплошными по границам панелей
(панельными) 1и столбообразными внутри панелей (опорными). Опорные целики
(обычно круглой формы) располагают регулярно (по геометрической сетке) или
нерегулярно — в зависимости от устойчивости кровли, ценности |руды и мощ-
ности залежи.
При добыче ценной 'руды целики могут быть заменены искусственными опо-
рами.
Доставляют руду механизированным способом по почве залежи. Прн’на-
личии в кровле залежи прослоев неустойчивых пород ее обычно крепят штан-
гами.
Схема подготовки. В [пологих залежах от ствола проходят
лавные штреки, а шахтное поле нарезают панельными штреками на
панели.
В больших шахтных полях главные штреки, предназначенные для электро-
возной откатки, могут быть размещены в подстилающих породах, а над ними
нарезают панельные штреки в рудном теле у его почвы. Широко применяют кон-
центрационные горизонты, па которые перепускают руду по капитальным рудо-
спускам нз нескольких рудных тел, расположенных на разных уровнях. Ра-
диус доставки руды самоходным оборудованием до капитальных рудоспусков
достигает 600—1000 м.
Прн ограниченных размерах шахтных полей (до 1000—1500 м) на отдельных
рудниках руду нз забоя доставляют в автосамосвалах к подземной дробильной
установке (далее в скипы, либо на ленточный конвейер наклонного шахтного
ствола) нли непосредственно на обогатительную фабрику по наклонному шахт-
ному стволу илн штольне.
Прн скреперной доставке руды главный и панельные штреки для электро-
возной откатки обычно нарезают в подстилающих породах, а в рудном теле для
сообщения проходят панельные штреки, которые соединяют рудоспусками и ход-
ками с откаточными штреками. В горизонтальных н наклонных залежах проходят
штреки только по руде.
Для начала работ в панели рудные панельные штреки соединяют разрезным
штреком.
Параметры системы. Ширину панели можно оптимизировать по
условию (VIII.1), учитывая затраты на проходку панельных штреков н рудо-
спусков; затраты на доставку руды и связанные с нею затраты иа транспорт к
вспомогательные процессы, зависящие от концентрации горных работ.
Ширину панелей обычно принимают 200—300 м при самоходном оборудова-
нии и 80—150 м прн скреперной доставке.
Ширина .панельных целиков составляет 10—40 м, в зависимости от глу-
бины разработки. Расстояние между опорными целиками размером 3—10 м
составляет 8—20 м.
Очистная выемка. В вариантах с применением самоходного обо-
рудования (рис. VIII I) шпуры глубиной 2—4,5 м бурят с помощью самоходных
бурильных установок, а заряжают с самоходных площадок. Отбойку скважинами
во избежание нарушения взрывами целиков и кровли очистного пространства
применяют редко.
При расстоянии доставки до 200—300 м обычно используют самоходные
погрузочно-поставочные машины, а при большем расстоянии — экскаваторы нлн
погрузочные машины в комплексе с автосамосвалами.
На зачистке дорог и сгребании взорванной руды в навал используют или
ге же ковшовые погрузчики, илн бульдозеры.
479
1
8'8
г 8 9 Ю И г
Осмотр и оборку кровли производят с самоходных площадок, — специаль-
ных или тех же, с которых заряжают шпуры. Широко применяют штанговое
крепление кровли.
Проветривание осуществляв 1ся от общешахтной струн. Вентиляционную
струю направляют из штреков в очистное пространтво только через ближние
сбойки, а другие сбойки перекрывают. Для отвода загрязненного воздуха про-
водят под кровлей залежи вентиляционный штрек
Варианты со скреперной доставкой или рельсовой откаткой руды в забое
могут быть рекомендованы главным образом прн малой мощности или прн малом
размере залежей, когда удельные расходы на доставку самоходного оборудования
к месту работ слишком велики
Охрана труда. Основное внимание уделяется предупреждению
внезапных вывалов из кровли и целиков. Необходимы ежесменный осмотр н
оборка кровли перед началом работ. При высоте очистного пространства более
3—4 м кровля должна освещаться прожекторами Пути движения людей должны
пролегать только вдоль линии целиков н забоев.
В вариантах с самоходным оборудованием прн крепкой руде сменная про-
изводительность труда забойного рабочего составляет 70—170 т, месячная про-
изводительность забоя 30—60 тыс т, прн переносном оборудовании соответ-
ственно 30—60 1 и 4—12 тыс. т. Расход подготовительно-нарезных выработок
на 1000 т — 1-2 м
Экономическое сравнение сплошной системы разработки с другими, не тре-
бующими оставления постоян-ых целиков, производится но условию максималь-
ного дохода (VIII 3) Варианты сплошной системы с естественными и искусствен-
ными целиками можно сравнить по сумме сравнительных убытков нз условия
(VIII 4).
§ 139. Камерно-столбовая система
Камерно-столбовая отличается от сплошной системы тем, что с целью увели-
чения числа забоев панель вынимают отдельными камерами, между которыми,
оставляют опорные целики, — сплошные прн малоценной руде или в ьнде стол-j
480 I
бов Целики могут быть постоянными и временными, извлекаемыми частично или
полностью.
Условия применения камерио-столбовой системы практически те же,""что
в сплошной. Предпочтение перед сплошной системой отдается в одном из £ле-
дующих случаев: менее устойчивые руда и вмещающие породы; повышенное гор-
ное давление; наклонное залегание рудных тел; необходимость усреднения
качества рудной массы в панели; ценная руда.
Ширина панели и размеры целиков выбираются как и для сплошной системы.
Ширина камер 8—20 м. При подготовке рудный панельный штрек сбивают
с каждой камерой.
Руду в большинстве случаев отбивают шпурами (рис. VIII.2). Отбойку
скважинами во избежание нарушения кровли и цели ков применяют реже. При
очистной выемке используют самоходное или переносное оборудование.
На Джезказганских рудниках при отработке пологих малой и средней мощ-
ности залежей крепких руд для доставки руды применяют скреперные установки
мощностью 50—100 кВт При мощности залежи до 5 м камеру вынимают одним
слоем, при большей мощности — слоями высотой 4—5 м, начиная с верхнего.
На ряде рудников бурят веера скважин из штрека, пройденного вдоль ка-
меры у почвы залежи.
Проветривание — сквозной струей. Техника безопасности та же, что при
сплошной системе.
На рудниках Ачисайского полиметаллического комбината при разработке
наклонных пластообраэиых залежей мощностью 3—12 м (в среднем 5 м) н высоте
16 П/р В. Л. Гребенюка и др. 481
этажа 90 м на горизонте электровозной откатки проходят полевой штрек в ле-
жачем боку на расстоянии около 200 м от рудного тела н рудный штрек у лежа-
чего бока, которые соединяют через 150 м квершлагами. На квершлаги выводят
блоковые рудоспуски.
Камерио-столбовую систему применяют в основном в двух вариантах: с до-
ставкой руды в очистном пространстве самоходным оборудованием при угле
падения залежей до 20—25° и со взрывной доставкой руды при угле 25—45°.
В варианте с доставкой руды самоходным оборудованием камеры распола-
гают по простиранию залежи (рис. VII 1.3).
482
На глубине разработки около 200 м ширина камер составляет 12 м, размеры
столбообразных целиков — 6X8 м, иа глубине 400—500 м ширина камер ,8 м,
оставляются сплошные целики шириной 6 м илн столбообразные шириной
6—8 м и длиной 12 м. Барьерные целики шириной 20 м располагают на границах
этажей. После отработки нижележащего этажа извлекают среднюю часть барьер-
ного целика камерой шириной 10 м или нижнюю, где более ценная руда. При
мощности залежи более 3 м используют самоходные бурильные установки, ков-
шовые погрузочио-доставочные машины, гусеничные погрузочные машины с на-
гребающими рычагами в комплексе с автосамосвалами.
Рудодоставочный штрек располагают в рудном теле у висячего бока. Из него
через каждые 150 м проходят наклонные заезды во все будущие камеры.
В залежах мощностью более [6 м камеры отрабатывают слоями, начиная
с верхнего. Для увеличения фронта работ в слое соседние камеры отрабатывают
попарно. Кровлю крепят при выемке верхнего слоя.
Сменная производительность труда забойного рабочего на очистных рабо-
тах достигает 100 т, удельный расход ВВ иа отбойку составляет 350 г/т, на вто-
ричное дробление — 15 г/т; потери руды — 17—18% на глубине 200 м и 25—
28 % иа глубине 400—450 м; разубоживание — 7 %.
При мощности залежи 1,5—2 м используют гусеничные бурильные установки
СБУ-1м с одним манипулятором, электробульдозеры, скреперные грузчики.
В варианте с доставкой руды самоходным оборудованием и последующим
обрушением кровли целики подрывают все сразу по одной линии. Для этого
в целиках па высоте 2—3 м от почвы пробуривают два ряда шпуров в шахматном
порядке. Одновременно обуривают просечки между целнкамн. Сначала взрывают
просечки, затем целики. Обрушаемые целики от действующих забоев отстают
не более чем на три камеры.
Ширина камер 5 м, сечение целиков 3X2,5 м. По сравнению с вариантом
без обрушения целиков потери снижаются иа 5—7%, не требуется крепление
кровли камер.
Вариант со взрывной доставкой руды (рнс. VIII.4) применяется прн углах
падения 25—45°. Камеры располагают по восстанию, междукамериые целики
сплошные. Ширина камер при глубине работ 200—300 м составляет 18 м, при
глубине 400—500 м — 12 м; ширина целиков 4—5 м.
Для доставки руды самоходным оборудованием к рудоспуску проходят
штрек вблизи висячего бока, нз него в сторону лежачего бока засекают погрузоч-
ные ниши с уклоном вниз около 10°. Из ниши по руде у лежачего бока проходят
рудный восстающий сечением 2,8X2 м с помощью самоходного полка КПН-1.
На очистных работах используют: бурильную установку БСМ иа салаз-
ках — для бурения вееров скважии диаметром 56 мм из наклонного восстающего;
передвижной полок — для заряжания скважин и оборки наклонного восста-
ющего; бульдозер БПДУ с дистанционным управлением — для зачистки ле-
жачего бока; погрузочно-доставочиую машину. До начала взрывных работ обу-
ривают всю камеру.
Удельный расход ВВ иа отбойку составляет 450 г/т против 350 г/т при меха-
низированной доставке руды по очистному пространству. Выход негабарита
около 2 %.
Этаж вертикальной высотой 90 м отрабатывают по падению двумя рядами
камер с подэтажом для доставки руды. Длина камер 60—80 м
Бульдозер БДПУ используют при угле наклона почвы до 30—35°. Произво-
дительность бульдозера около 50 т/ч при длине доставки 30—40 м, сменная про-
изводительность ПДМ достигает 700 т при расстоянии доставки до 100 м.
Выемка целиков. Целики извлекают полностью или частично
с обрушением кровли или искусственным поддержанием очистного пространства.
При ценной руде распространена последующая твердеющая закладка камер.
На медном руднике «Польковицс» (ПНР) испытана так называемая кустовая
гидравлическая крепь на передвижных платформах. Платформы с крепью уста-
навливают между целиками, подлежащими выемке. Предполагают извлечь та-
ким образом почти все целики.
По производительности труда рабочего н показателям извлечения руды
камерно-столбовая система близка к сплошной системе разработки прн том же
16* 483
Рис. VIII.4. Камерно-столбовая система — вариант со взрывной доставкой руды, зачист-
кой лежачего бока бульдозером с дистанционным управлением 1 и доставкой руды ПДМ (2)
(Ачнсайскнй полиметаллический комбинат):
3 — очистные камеры; 4 — штрек для образования отрезной щели 5; 6 — наклонный
восстающий для отбойки руды; 7 — ниши для погрузки руды; 8 — штрек сечением 6 х
X 4 м для доставки руды ПДМ к рудоспускам 9, расположенным через ISO м; 10 — подъ-
емная лебедка; 11 — откаточный штрек; 12 — заезды, расположенные через 150 м
оборудовании. Расход подготовительно-нарезных выработок при изолированных
целиках составляет 3—5/1000 т, прн ленточных — 5—7.
Экономическое сравнение с другими системами разработки возможно по
условию максимизации дохода (VIII 3).
Особенности системы при добыче калийных солен. Пласты калийных солей
имеют выдержанные, как правило, элементы залегания и пологое или наклонное
падение. Система применяется в связи с необходимостью сохранить сплошность
водозащитной толщи пород.
Так как несущая способность калийных солей невысокая, ширина целиков
составляет 0,5—0,9 ширины камер, что ведет к большим потерям соли в недрах.
Целики оставляют сплошные или прорезанные редкими сбойками. Прн запол-
нении выработанных камер обрушенными налегающими породами оставляют
изолированные целики прямоугольной или квадратной формы.
Иногда камеры закладывают отвальными породами и хвостами обогатитель-
ных фабрик с целью освободить от отвалов земную поверхность и не засолять
почву.
На калийных рудниках Старобинского месторождения применяют два
варианта системы: с жесткими целиками (обычный вариант) и с податливыми це-
ликами — более узкими, что снижает потери руды почти в два раза. Узкие це-
лики разрушаются постепенно, что обеспечивает плавность посадки кровли.
Податливые целики оставляют при глубине разработки до 450—500 м.
484
Отбойка в основном (более 95 %) механическая, комбайнами.
Подготовка. Шахтиые поля делят на панели, а панели в свою оче-
редь на односторонние выемочные блоки
Группа выработок главных направлений состоит, как правило, из пяти
штреков: коивсйериого, двух вентиляционных н двух транспортных для передви-
жения вспомогательного безрельсового транспорта — автомобилей, тракторов
и т. п Почву транспортных штреков бетонируют. От выработок главных на-
правлений по границам панелей проходят панельные конвейерный, транспорт-
ный н вентиляционные штреки Вентиляционные штреки являются общими для
двух смежных панелей. Ширина панели 400—600 м.
Выемочные блоки шириной 200—300 м нарезают группами блоковых штре-
ков. конвейерного, транспортного н разрезного (стартового). В пнх через опре-
деленные интервалы разделывают камеры разворота выемочных машин. В усло-
виях повышенного опорного давления проходят еще так называемый разгружа-
ющий штрек с целью предохранить от обрушения кровлю камер разворота.
Кровлю разгружающего штрека располагают на 1 — 1,5 м выше кровли камер
разворота, что создает возможность горизонтального смещения пород кровли
этих камер.
Механизация работ. Для подготовки н очистной выемки исполь-
зуют проходческо-очистные комбайны ШБМ-2, ПК-8, ПК-10, «Урал-ЮКС».
Комбайны работают в комплексе с самоходными вагонами 4ВСЮ нлн 5ВС15
н бункерами-перегружателями БП-3 Используют также вагоны 10 С-2Е фирмы
«Джой».
Руда, отбитая комбайном, поступает в бункер-перегружатель, затем само-
ходным вагоном ее доставляют на блоковый скребковый конвейер СП-63 нли
СП-80, далее она попадает иа панельные ленточные конвейеры КЛЗ-500, а от
них транспортируется к стволам конвейерами КРУ-350, установленными в глав-
ном штреке. Людей, материалы и оборудование перевозят в автомашинах.
В варианте с жесткими целиками (рис. VIII.5, а) каждая очистная камера
состоит из двух-трех выработок (комбайновых «ходов»), разделенных целиками
шириной 1—1,2 м. Ширина «хода» зависит от типа комбайна. Между камерами
оставляют опорные целики шириной от 4 до 9 м в зависимости от горного давле-
ния. Длина камер 200 м.
Комбайны зарубают свои «ходы» нз камер разворота. Высота камер обычно
равна высоте хода. В виде исключения при мощности калийного пласта свыше
3,2 м часть пласта отбивают буровзрывным способом одновременно с расшире-
нием ходов до 4,5 м. Расход ВВ на отбойку 0,4 кг/т. Руду доставляют скрепер-
ными установками «Калий-4».
В варианте с податливыми целиками (рис. VIII.5, б) между всеми комбай-
новыми «ходами» оставляются целики шириной 1—1,2 м. Разрушение целиков
и опускание кровли происходят сразу же после выемки камер. Для безопасности
работ тщательно контролируют соблюдение проектных размеров целиков и до-
статочную интенсивность очистной выемкн.
Комбайны (ПК-Ю, «Урал 10КС) должны иметь плавную регулировку испол-
нительного органа по высоте, чтобы обеспечить беспрепятственный его отгон из
камеры при опускании кровли на 100—150 мм.
Камеры разворота, сопряжения выработок, а также выработки и камеры
шириной более 4,5 м крепят клинораспорными («Эстонсланец»), железобетон-
ными и винтовыми штангами.
Свежий воздух поступает из панельных транспортного и конвейерного штре-
ков в блоковые выработки. В очистные камеры его нагнетают вентиляторами
местного проветривания по прорезиненным трубам.
Панели погашают в отступающем порядке, в направлении от границ шахт-
ного поля к главным штрекам. В одной панели вынимают одновременно
до четырех блоков, в каждом из которых работает, как правило, по одному
комбайну. Опережение очистных работ в соседних блоках должно быть не
более 50 м.
Работы ведут в четыре смены, из которых три добычных и одна ремонтно-
подготовительная. Панель входит в один производственный участок. Проход-
ческо-очистной комплекс обслуживает бригада из 9—12 человек. Применение
485
Таблица V111.2
Технико-экономические показатели камерно-столбовой системы
разработки на комбинате «Беларуськалий»
Показатели Вариант с жесткими целиками, комбайны ПК-8 Вариант с подат- ливыми цели ками, комбайны ПК-10
Производительность забоя, т/мес 22 000-24 000 25 000-30 000
Производительность панели (участка), 60 000—100000 70 000-120 000
т/мес
Сменная производительность труда ра- бочего, т:
забойного j 60-80 80-100
по участку Затраты на добычу 1 т руды, руб.: 30-40 40-50
по забою 0,6-0,8 0,8-1,0
по участку 0,8-1,0 1,0—1,2
по руднику 1,6-2,0 1,8-2,1
Удельный расход подготовительно-на- 10-12 7-9
резных выработок, м/1000 т Потери руды, % 50-60 25-35
Разубоживание руды, % 35 30
варианта^ податливыми целиками позволяет резко сократить потери руды
На Верхиекамском калийном комбинате, где мощность силивннитового
пласта 6—7 м, по оси будущей камеры комбайном проходят разрезной штрек
длиной 150—200 м. Часть камеры длиной 40—60 м (компенсационное простран-
ство) отрабатывают мелкошпуровым способом; остальную руду отбивают по всему
сечению камеры (16x6 м) веерами скважин, выбуриваемых из разрезного штрека.
Доставляют руду от забоя к рудоспускам трехбарабаиными скреперными уста-
новками «Калий-4».
Совершенствование камерно-столбовой системы разработки иа калийных руд-
никах идет по пути создания мощных комбайнов для забоев большой площади,
замены самоходных вагонов на конвейеры для доставки руды от комбайна.
Особенности камерно-столбовой системы прн добыче пильного камня. Габа-
риты выпиливаемых блоков обусловлены технологией промышленного и граж-
данского строительства. Блоки бывают крупные, средние и мелкие (мелкоштуч-
ный камень). Крупные блоки подразделяются на многие типоразмеры, в зави-
симости от параметров камиедобывающих машин. Наиболее распространены:
высота 388 мм, ширина 390 пли 490 мм, длина 1050, 1180 и 1380 мм. Мелкоштуч-
ный камень добывают трех типоразмеров: 390Х I90X 188, 490Х 240Х 188 и 390 X
X 190X 288 мм.
При мощности пласта 2,5—3 м применяют однослойную выемку, при большей
мощности — многослойную.
Месторождение обычно вскрывают штольнями, реже — стволами. Шахтное
поле откаточными и вентиляционными штреками деляг на панели.
Камеры чаще располагают вкрест простирания, ширина камер 3,2—
12 м.
Высота камеры (нлн слоя прн многослойной выемке) определяется техни-
ческими возможностями камнерезных машин и составляет 2,4—2,5 м.
Очистной забой располагают в торце или по длинной стороне камеры
(рнс. VIII.6). Крупные блоки выпиливают одновременно тремя торце-фрезер-
иымн машинами, две из которых работают на уступе н создают вертикальные
продольные и поперечные пропилы, третья — предуступная — подрезает блок
снизу. Подрезанный блок ложится на трубки торцефреза, после чего его достав-
487
Рис. V11I.6. Камерно-столбовая система разработки — вариант для добычи пильного
камня:
а — плак панели (I — камеры; 2 — опорные целики; 3 — панельный откаточный штрек:
4 — панельный вентиляционный штрек; 5 — камиерезкыс машины): б — порядок отработ-
ки камеры при добыче пильного камня торцевым сплошным забоем; в — порядок отра-
ботки ступенчатым забоем с использованием двух машин, г — продольная выемка с ис-
пользованием нескольких машин
ляют до пункта перегрузки на откаточную платформу. Отсасываемые продукты
пиления складируются н могут быть использованы в дальнейшем при производ-
стве искусственных строительных материалов.
§ 140. Камерная система разработки
Система имеет две разновидности, известные в горной литературе под наиме-
нованиями этажно-камерная система разработки и система разработки с под-
этажной отбойкой или подэтажных штреков.
Мощные крутые залежи отрабатывают камерами с оставлением целиков;
руду отбивают в основном скважинами, пробуренными из подэтажных ортов или
штреков (подэтажная отбойка). В начале в камере формируют отрезную щель,
на которую затем отбивают руду вертикальными слоями Доставка руды по очист-
ному пространству самотечная. Выпускают руду через выработки в основании
камеры. Чтобы уменьшить отслоение боковых пород или создать резерв руды
заданного качества руду иногда магазииируют. После выемки камер погашают
целики.
488
Условия применения. Руда и боковые породи должны быть
устойчивыми. В мощных месторождениях прн неустойчивых боках приходится
оставлять предохранительную рудную «корку» толщиной 1,5—3 м, если ее
теряют, или 5—8 м, если извлекают вместе с целиками.
При крутом падении мощность залежи может быть любой, при пологом и
наклонном — не менее 10—20 м — иначе ие окупятся расходы на проведение
в породах лежачего бока выработок для выпуска и доставки руды.
Параметры системы. В залежах малой и средней мощности
камеры располагают по простиранию. Высота этажа ограничивается устой-
чивостью обнаженных боковых пород.
В мощных залежах камеры располагают вкрест простирания. Высота этажа
ограничивается устойчивостью руды.
Оптимальную высоту этажа в технически допустимых пределах можно найти
по условию (VI 11.1) с учетом: затрат на проведение этажных выработок (входят
в k, с), выработок для выпуска н доставки руды, на доставку материалов и обо-
рудования; ущерба от потерь руды за счет неполной отбойки у контактов залежи,
потерь на лежачем боку при недостаточно крутом падении залежи и прн выемке
целиков.
Высота этажа колеблется в пределах от 50—60 м в залежах малой и средней
мощности при неправильных контактах и недостаточно крутом падении до 100—
170 м в залежах средней мощности и мощных с крепкой устойчивой рудой и
очень крутым падением.
В обособленных трубообразпых залежах с небольшой длиной по простира-
нию высоту этажа увеличивают до 300 м
При высоте этажа более 100 м могут быть оборудованы вспомогательные
горизонты.
Высота подэтажа при подэтажной отбойке оптимизируется по минимуму
приведенных затрат (VIII 1), прн этом учитываются: затраты на проходку под-
этажных выработок, отбойку, вторичное дробление и доставку руды; ущерб
от потерь и разубоживания руды за счет неточной отбойки по контактам залежи.
Высота подэтажа колеблется от 8—12 до 30—40 м, в зависимости от типов бу-
ровых станков.
Ширина камер при разработке по нростиранню равна мощности залежи,
длина 30—60 м в зависимости от устойчивости боковых пород. В мощных место-
рождениях длина камер равна мощности залежи (до 70—80 м), ширина 10—
30 м, в зависимости от устойчивости рудной потолочины или боковых пород.
Ширина междукамериых целиков 8—15 м.
Залежи средней мощности с небольшой длиной по простиранию или падению
отрабатывают иногда одной камерой без оставления целиков. Если залежь вы-
тянута по падению, то оставляют только междуэтажные целики, если по про-
стиранию — только междукамерныс
Расстояние между выпускными отверстиями оптимизируется по условию
(VIII. 1) с учетом: затрат на проходку выработок для выпуска н доставки руды
на оборудование н его монтаж; ущерба от потерь и разубоживания руды прн
выемке междуэтажного целика
При пологом н наклонном падении залежи выпускные выработки разме-
щаются верхней частью в рудном теле, а нижней — в подстилающих породах.
Расстояние (среднее по площади выпуска) от основания траншей или воронок до
контакта лежачего бока Л->- opt прн:
(Ср + Со. в) - Wn + VbWii-* min, (VI11.7)
где Ир, Ип — объем выпускных выработок соответственно в рудном теле и
в подстилающих ^породах, м3; Ув — объем руды на гребнях выпускных выра-
боток, м1; ср, сп — себестоимость образования выпускных выработок в рудном
теле и в подстилающих породах, руб/м3; с0. я — себестоимость очистной выемки,
руб/м3; у — плотность руды в массиве; — ущерб от потерь 1 т руды в мас-
сиве, руб I
Величины Vp, Vn, V8 зависят от h.
489
Рнс. VIII.7. Камерная система разработки — вариант с подэтажной отбойкой, доставкой
руды самоходным оборудованием и наклонным междуэтажным целиком
Высота основания камеры от этажного горизонта до гребней траншей или
воронок при раздельных горизонтах доставки и транспортирования руды обычно
составляет 14—20 м. Толщина потолочины 5—10 м.
Междуэтажный целик располагают горизонтально илн с наклоном к лежа-
чему боку. При наклонном целике уменьшается в 2—3 раза трудноизвлекаемый
запас руды в основании блока, увеличивается запас руды на пункт выпуска, что
благоприятствует использованию питателей. С другой стороны, из активного
запаса верхнего этажа исключается часть руды снизу в виде треугольной призмы,
объем которой прямо пропорционален мощности залежи и возрастает с увеличе-
нием угла падения залежи.
Наклонное расположение междуэтажных целиков целесообразно лишь прн
ограниченной мощности (до 30—40 м при угле падения 50—60° и до 20—30 м при
угле 70°) и при выдержанных элементах залегания рудного тела на значитель-
ную глубину.
В варианте с подэтажной скважиной отбойкой и донным выпуском руды
блоковые восстающие прн разработке по простиранию располагают в целиках
(рнс. VIII.7), а при разработке вкрест простирания — в камерах или целиках.
В последнем случае иа подэтажах из восстающих в камеры приходится пробивать
штреки, которые в дальнейшем вместе с восстающими могут быть использованы
для погашения целиков.
Подэтажные штреки (орты) нарезают по всей длине камеры.
Затраты на проведение выработок для выпуска н доставки руды достигают
20—30 % от всех затрат иа подготовку и очистную выемку.
Прн формировании выпускных траншей руду отбивают так же, как и в ка-
мерах. В случае применения выпускных воронок подсечка камеры опережает
отбойку уступов иа 1—2 воронки.
490
Очистная выемка. Отрезную щель формируют взрыванием вер-
тикальных скважии иа отрезной восстающий в подэтажах иа всю ширину камеры.
Выход отбитой руды на одну скважину при этом в 2—3 раза меньше, чем при
очистной выемке.
На отрезную щель отбивают руду скважинами из уступов в отступающем
порядке.
Скважины бурят обычно веерами нз подэтажных штреков или ортов.
При отбойке параллельными скважинами из заходок бурильщик находится
на узкой берме уступа. Этот вариант применяют редко — при очень устойчивой
руде в залежах малой и средней мощности.
При разработке вкрест простирания и кливажной руде для более тщатель-
ного оформления целиков подэтажные орты иногда располагают по границам
камеры.
Скважины бурят вверх, чтобы они были сухими при заряжании; вверх и
вниз, чтобы сократить число подэтажных штреков и перестановок бурильных
машин, или вниз при опережающей отработке нижних подэтажей.
Общую линию забоев выдерживают в положении, близком к вертикальному,
или под углом 70—80° в сторону массива во избежание его сколов. Забои взры-
вают сразу по всей высоте камеры или поочередно подэтажами, если необходимо
уменьшить сейсмическое действие взрыва для сохранения целиков, выработок
или сооружений.
Опережение нижних подэтажей допустимо лишь при очень устойчи-
вой руде.
Выпуск н последующую доставку руды (до пункта
перегрузки на магистральный транспорт) ведут с помощью питателей, само-
ходного оборудования или скреперных установок. При разработке залежей
малой и средней мощности и очень хорошем дроблении руду из очистного про-
странства выпускают непосредственно в вагоны через люки.
Проветривание блока. Свежий воздух поступает с горизонта
откатки по восстающему в подэтажные штреки и из них в очистное простран-
ство; загрязненный воздух отводят по восстающему с другой стороны камеры или
по вентиляционной сбойке на вентиляционный горизонт. Выработки вторичного
дробления руды обычно проветривают отдельной струей.
Вариант с этажной отбойкой (рис. VIII.8), именуемый этажно-камерной
системой, отличается увеличенной глубиной скважин и, соответственно, их диа-
метром. Камеры разбуривают на всю высоту с одного горизонта или, реже, иа
всю длину из периферийных выработок.
Условия применения мощность залежн пе ниже средней, правильные кон-
такты (при средней мощности залежи); высота этажа пе более 60—70 м, мелко-
блочная или монолитная руда; отсутствие иа границе камер^ искусственных
целиков из твердеющей закладки.
Отбойку ведут вертикальными или крутонаклонными (по падению залежн)
слоями иа отрезную щель, применяя многорядное взрывание с коротким замед-
лением.
Буровые станки работают в горизонтальной выработке иа одном горизонте,
что облегчает их эксплуатацию.
Скважины бурят преимущественно шарошками и погружными пневмоудар-
никами сверху вниз из выработок, пройденных на уровне кровли камеры. На
руднике им. Губкина выпускные выработки проходят под небольшой частью
камеры; иа остальной площади почву камер располагают наклонно, а руду до-
ставляют силой взрыва (см. рис. VIII.8).
При высоте камер до 30—35 м скважины бурят снизу вверх из подсечных
ортов нли штреков.
При отбойке руды горизонтальными слоями предварительно формируется
подсечка. При веерном расположении скважин станки устанавливают в нишах,
высеченных из углов восстающих. Слои разбуривают попеременно нз разных
углов камеры, что позволяет увеличить толщину целиков между буровыми ни-
шами.
На отдельных рудниках горизонтальные веера скважин бурят из восстаю-
щих с подвесного полка легким буровым станком или мощным перфоратором.
491
Рис. VIII.в. Камерная система разработки:
20-
а — вариант с этажной отбойкой и взрывной доставкой руды; б— буровые выработки и образование отрезной щели
зонта); 1, 2... 8 — порядок взрывания
Вариант с торцовым выпуском руды может применяться в мощных залежах,
когда целики ие извлекают или когда камеры подлежат последующей закладке.
Отбойка — подэтажная или этажная в зажиме, вертикальными или круто-
паклоииыми слоями, начиная с отрезной щели (рис. VIII.9). Над добычным ортом
или штреком оставляют временный целик. Отбитую руду частично (15—20 %)
выпускают через отдельные отверстия, пройденные па увеличенном (20—30 м)
расстоянии одно от другого
В следующей стадии в отступающем порядке разрушают целик участками
по 2—4 м веерами взрывных скважин По мере погашения целика производят
общий выпуск руды. На выпуске и доставке руды целесообразно использовать
самоходное оборудование или передвижной вибропитатель в комплексе с сек-
ционным внброкоипейером
Вариант с подэтажной минной отбойкой встречается редко н применяется
для отработки мощных залежей крепких руд.
Руду в камерах отбивают подэтажами на подсечку или (реже) вертикаль-
ными слоями иа отрезную щель.
Целики взрывают на открытые камеры. Вместе с целиками обрушаются
налегающие или боковые породы.
Чтобы избежать воздействия на целик воздушной и сейсмических волн и
преждевременных разрушений, .минные выработки камер пе должны иметь сбоек
с выработками п целиках, а толщина целиков должна быть пе меиее 15—20 м.
Размеры камер и целиков должны быть правильно выбраны по условию
устойчивости целиков и обнаженных боковых пород. Вертикальные и крутона-
клонные ходки должны быть перекрыты лядами, а рудоспуски — решетками.
Запрещается пребывание людей в отработанной части камеры.
Выпускные траншеи или воронки должны быть заполнены отбитой рудой
во избежание внезапного выпадения кусков в доставочпые или откаточные вы-
работки илн их разрушения воздушной волной при взрывах в начальной
стадии отбойки камеры.
При отбойке из открытых заходок запрещается работать без предохранитель-
ных поясов, причем свободный конец каната пе должен допускать падения на
высоту более 3 м Длина заходок по одну сторону подэтажной выработки не
должна превышать 7 м, ширина не менее 2 м. Ежесменно перед началом работ
необходимо осмотреть и обобрать кровлю заходок. Очистное пространство ка-
меры должно быть освещено снизу сильным источником света так, чтобы темный
край заходки отчетливо обрисовывался па светлом фоне.
Экономическое сравнение камерной системы с системами других классов
должно производиться по условию максимального дохода (VIII 3) с учетом отра-
ботки всего блока, включая целики.
493
§ 141. Особенности выемки камер,
подлежащих последующей твердеющей закладке
При заложенных твердеющей закладкой камерах целики (вторичные камеры)
вынимают также, как и первичные камеры.
Первичные камеры оконтуривают как можно ровнее, чтобы при выемке
целиков засорение закладкой, особенно цементной, было минимальным. Веера
располагают так, чтобы крайние скважины были параллельны контуру камеры.
Диаметр скважии — не более 100 мм.' За один прием взрывают не более трех
комплектов скважин.
Прн донном выпуске руды основание камеры может быть рудным и из искус-
ственных материалов Рудное основание вынимают после того, как закладка
в камере затвердела. В варианте с искусственным основанием сначала вынимают
руду из нижней части — камеры, устанавливают опалубку для образования
выпускных и доставочиых выработок и затем подают твердеющую закладку
с повышенным содержанием вяжущего, чтобы обеспечить высокую прочность
днища. После затвердения закладки отбивают основной запас камеры и выпу-
скают руду через выработки искусственного днища.
Искусственное основание может быть выполнено в виде оградительной крепи
и железобетонного свода, опирающегося на бетонные стены с окнами для выпуска
руды. На Дегтярском руднике сооружают потолочные арки из слабоармирован-
ного бетона. Арку формируют путем гидравлического намыва щебня и последу-
ющей инъекции его цементным раствором (цемента 105 кг/м3, воды 645 кг/м3,
марка бетона 100, несущая способность арки 10 Н/м2).
§ 142. Системы разработки с отбойкой из магазинов
Камеру отрабатывают снизу вверх (рис VIII. 10, а) так, чтобы над отбитой
рудой (ма! азином) оставалось рабочее пространство высотой около 2 м. Работы
по отбойке руды ведут с поверхности магазина, что исключает необходимость
в буровых выработках После каждой отбойки выпускается 25—35 % от взорван-
ного объема руды, в зависимости от степени се разрыхления. По окончании
отбойки всей камеры производят общий выпуск руды, затем извлекаю! целики.
При малоустойчивых боковых породах целики обрушают по мере общего вы-
пуска руды.
В маломощных залежах ценных руд из магазина иногда сбивают весь запас
блока, не оставляя целиков (см рис. VIII.10, б).
Условия применения. Руда должна быть устойчивой, так как
под обнаженной кровлей работаю! люди. Пониженная устойчивость руды допу-
стима только при малой мощности залежн.
Выемочная мощность в тонких жилах должна быть не менее 1 — 1,3 м, чтобы
куски отбитой руды при выпуске не заклинивались в узком пространстве Расши-
рение пространства за счет боковых пород приводит к значительному разубожива-
нию руды Угол падения залежн должен быть не менее 55—60°.
Неправильный контакт по лежачему боку является причиной значительных
потерь на неровностях, особенно при небольшой мощности рудного тела.
Параметры. Высота этажа обычно составляет не более 50—60 м,
так как при большей высоте сложно управлять поверхностью отбитой руды
в магазине. Длина блока колеблется от 40—50 м до 80—100 м при устойчи-
вых боковых породах и правильных контурах залежи Ширина междукамерных
целиков и толщина днища при наличии горизонта доставки руды 6—10 м, тол-
щина потолочины обычно составляет 0,4—0,6 от ширины камеры и изменяется
от 2 м в маломощных залежах с крепкой и устойчивой рудой до 5—10 м при
средней мощности залежи и устойчивой руде. Расстояние между выпускными
отверстиями нс должно превышать 7 м при средней мощности залежи и 3—
4 м при малой мощности, что необходимо для управления поверхностью зама-
газинированной руды и избежания опасных в пей пустот.
Подготовка. Блоковые восстающие в случае оставления целиков
размещают в целиках (см. рис VIII. 10, а), из них пробивают ходки в камеру
494
Узел А
через 4—6 м по вертикал». Ходки располагают горизонтально или с наклоном
до 30—40° в сторону камеры, чтобы уменьшить пересыпание их отбитой рудой.
Нередко, особенно в длинных камерах, проходят и дополнительные восста-
ющие от уровня подсечки до вышележащего горизонта.
В маломощных залежах восстающие проходят на флангах или в центре блока.
Иногда в отбитой руде выкладывают вслед за подвиганием забоя дополнительные
ходки. Если боковые породы склонны к вывалам, блок разделяют такими ход-
ками на короткие (около 15 м) магазины с тем, чтобы отработать каждый из них
за короткий срок.
При бесцеликовой подготовке у основания блока проходят штрек высотой
3—5 м, а затем иа высоте 2 м устанавливают расноркн и укладывают иа них
настил (см рис. VIII 10, б). В ием устраивают сближенные металлические люки
многократного использования на расстоянии между осями 1,5—2,5 м для сплош-
ного выпуска руды по всей длине камеры.
Очистная выемка. Подсечку формируют в виде траншей или го-
ризонтального слоя высотой около 2 м
Перед бурением производят оборку кровли и планировку поверхности
магазина, что занимает до 20—30 % рабочего времени бурильщиков Иногда
в местах прогиба поверхности магазина выкладывают иа отбитой руде клетки
из шпал, а в маломощных залежах устраивают рабочие полки иа распорках.
Руду отрабатывают горизонтальными слоями высотой 1,5—2,5 м. При
устойчивой руде бурят вертикальные шнуры телескопными перфораторами.
Если при вертикальных шпурах могут образовываться заколы, применяют гори-
зонтальные шпуры В залежах средней мощности применяют штанговые сква-
жины — вертикальные глубиной до 6—7 м (этой величине равна и высота уступа)
или горизонтальные глубиной до 10—12 м (высота уступа 2—2,5 м).
В зарубежной практике встречается отбойка из магазина глубокими гори-
зонтальными скважинами малого диаметра. Буровые станки устанавливают на
отбитой руде по краям камеры Для этого шпуровым методом подрабатывают
кровлю только около целиков
Для отработки крутых жил мощностью 0,1—2 м с крепкой рудой ИГД
им. А. А. Скочинского создана технология с применением шпуров уменьшенного
диаметра, быстроударпых перфораторов и бесцеликовой подготовки основания
блока со сближенными люками (см рис VIII. 10, б), которая позволяет сократить
время отработки блока вдвое.
В период отбойки руды работы носят цикличный характер.
При пониженной устойчивости боковых пород для их поддержания приме-
няют штанговую крепь
Перед бурением в начале каждой смены производится осмотр и оборка кровли.
Запрещается входить в магазин во время частичного выпуска руды, а также
после начала общего выпуска руды
Запас отбитой руды. При системе разработки с отбойкой из магазинов руд-
ник (или участок рудника) выдает одну треть добываемой руды из камер, где
ведет отбойку, а остальные две трети из камер общего выпуска Чтобы иметь
достаточный фронт работ по общему выпуску руды, необходимо обеспечить запас
отбитой рулы, которого должно хватить на время
I — 0,35 (/ООО "I* ^выи) /Л1
где /отг> — средняя продолжительность отбойки (и частичного) выпуска ка-
меры, мес; 6)ып— то же, общего выпуска руды из камеры, мес; т — коэффициент
неравномерности запаса камер и интенсивности выпуска, равный 1,1—1,5 (боль-
шие значения принимают при меньшем числе камер, менее равномерной мощ-
ности и непостоянстве других горнотехнических условий)
Технико-экономические показатели системы резко изменяются в зависимости
от мощности залежи (табл. VI 11.3)
Экономическое сравнение системы с отбойкой из магазина с другими систе-
мами производится по условию максимального дохода с учетом выемочной мощ-
ности при разработке тонких жил и различных потерь отбитой руды в неров-
ностях лежачего бока.
496
Таблица VIII.3
Показатели оыемки камер с отбойкой из магазинов при крепкой руде
Показатели Мощность залежи, м
0,2-1,5 2-5 7-10
Производительность камеры, т/мес 600-1700 1600-5500 5000-10 000
Сменная производительность труда 6-15 8-20 и 25-50
забойного рабочего, т до 30
Потери руды, % разубоживание руды, % 10—20 7-15 3-10
15-80 5-10 2-3
Удельный расход подготовительно- нарезных выработок, м'ЮОО т 7-9 4-6
§ 143. Другие системы I класса
Потолкоуступная система с простой распорной крепью применяется при
разработке крутых рудных тел мощностью до 3—4 м с устойчивыми рудой
п боковыми породами, главным образом при добыче цепных руд.
Блоки отрабатывают по восстанию. Отбойку ведут потолкоуступным забоем.
Вслед за выемкой руды устанавливают распорную крепь, па которую настилают
полки для работы бурильщиков Высота уступа забоя изменяется от 1,8—2,5 м
до 10—15 м и более — вплоть до выемки по восстанию широкими лептами или
сплошным забоем.
Интервалы .между рядами крепи по восстанию равны высоте одного уступа,
реже двух, а по простиранию 1—1,8 м. В выработанном пространстве могут остав-
ляться нерегулярные целики, приуроченные к участкам с менее устойчивыми
боками и бедной рудой.
Перед взрыванием шпуров полки разбирают. Если необходима забойная
сортировка рудной массы, то ее обрушают на полки Через 6—10 м устраивают
рудоспуски, обшивая вертикальные ряды распорок досками или горбылем.
Применяют также доставку руды непосредственно по очистному пространству
к люкам, расположенным через 3—6 м.
Высота этажа составляет 30—50 м и может достигать 60 м при очень крутом
падении и устойчивых боковых породах Длина блока 30—50 м, иногда дости-
гает 80—100 м. Толщина потолочины 2—3 м.
При мощности рудного тела около 1 м и крепкой руде производительность
труда забойного рабочего составляет 3—7 т/смеиу, расход крепежного леса 0,02—
0,05 м8/т, потери и разубоживание руды 8—12 % В топких жилах разубожи-
вание возрастает до 50 % и более (при мощности жилы 0,4 м и выемочной
мощности 0,8 м) Удельный расход подготовительно-нарезных выработок 5—
8 м/1000 т, в тонких жилах — 7—15 м/1000 т.
Потолкоуступную систему с простой распорной крепью целесообразно при-
менять главным образом в топких жилах, чтобы снизить объем подработки пу-
стых пород по сравнению с отбойкой из магазина, либо когда магазииироваиие
Руды неприемлемо.
Система разработки крутых маломощных залежей горизонтальными слоями
а нисходящем порядке. Бурильщики находятся иа рудном массиве Отбивают руду
вертикальными нисходящими или горизонтальными шпурами и доставляют
ее обычно скреперованием в восстающий в середине блока. Система эта приемлема
лишь при очень устойчивых боковых породах
Системы разработки с отбойкой из восстающих с самоходных полков.
(рис VIII 11) Блок длиной около 14 м подсекают, оборудуют люками для по-
Рузкн рудной массы в вагоны или проходят из полевого откаточного штрека
нищи для погрузочных машин В центре блока с помощью самоходного полка
'роходят восстающий и с этого же полка разбуривают в обе стороны оставшийся
497
массив блока, после чего огбивают руду по частям, начиная спиз). На выпуске
отбитой руды возможно использование вибролент.
Система может дать удовлетворительные результаты при более или менее
правильных контурах рудного тела.
Система разработки с передвижным механизированным комплексом для
маломощных крутых залежей. Выемка ведется сплошным вертикальным забоем
с применением передвижной бурильной установки, которая может перемещаться
по монорельсу, как и полок КПВ. Секционный монорельс перемещается по про-
стиранию залежи вслед за забоем.
Перед взрывом бурильную установку выводят на верхний вентиляционный
штрек. Отбитая руда размещается в призабойном пространстве, которое огра-
ничено отбойными щитами, предохраняющими секции от разрушения взрывом.
При раздельной выемке породы должны перегружаться специальным устрой-
ством за передвижные секции в отработанное пространство.
ГЛАВА 3
СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ С ОБРУШЕНИЕМ РУДЫ
И ВМЕЩАЮЩИХ ПОРОД
При системах с массовым обрушением (сокращенное название) очистное
пространство поддерживается только в период образования камер или щелей
для обрушения основной части блока. Отбойка преимущественно скважинная,
иногда самообрушепием.
В связи с обрушением пород отработка залежен ведется в нисходящем по-
рядке.
498
Системы применяют в мощных и средней мощности залежах, если ие требуется
поддержание земной поверхности. Ценность руды ограничена в связи с повы-
шенными ее потерями.
Наличие глин и песков в обводненной толще насосов исключает применение
систем из-за опасности образования плывуна и прорыва его в горные выработки.
При большой глубине разработки (700—1200 м и более), особенно при поло-
гом падении залежи, обрушение висячего бока отстает от выемки, в результате
возрастает опорное давление, возникает опасность возникновения породных взры-
вов п горных ударов.
§ 144. Обрушение вмещающих пород
Породы могут обрушаться со стороны висячего бока, сверху и со стороны
,1ежачего бока
Отставание обрушения пород висячего бока от выемки руды возрастает
с устойчивостью пород, с уменьшением пролета обнажения по простиранию
залежи и с глубиной разработки. Обычно общее обрушение висячего бока от-
стает па 1—2 этажа, а в залежах малой длины по простиранию на глубоких го-
ризонтах оно может вообще ие произойти. Тогда образуются обширные пустоты
илн в выработанное пространство опускаются обрушенные породы из верхних
этажей. В случае внезапного обрушения пустот возникают воздушные удары,
приводящие к большим разрушениям Возможно разрушение оснований блоков
ударом падающей массы пород. Рост опорного давления в соседних блоках может
привести к разрушению массива руды и выработок.
Предотвращение воздушных ударов Для гашения воздушной волны над
выпускными выработками создают породную подушку (слой раздробленных
пород) путем принудительного обрушения части пород кровли или временного
оставления отбитой руды.
При обрушении пород кровли минимально необходимая толщина предохра-
нительной подушки
Лп.п « Ябл------------гт, (VIH.8)
Рис. VIII.12. Схема к расчету тол-
щииы подушки лп:
Нпад — высота падения обрушаю-
щихся пород; Н$п — высота очист-
ного пространства в блоке; —
высота слоя породы, обрушаемой
для образования подушки; h п —
толщина рудной подушки; Лп‘и —
толщина породной подушки
где Я(5л — высота очистного пространства блока от его основания до кровли, м
(рис. VIII.12); k — коэффициент пропор-
циональности
*=WPe3, (VII1-9)
где А] — коэффициент, учитывающий аэро-
динамическое сопротивление предохрани-
тельной подушки, ki — то же, обруша-
ющихся пород и рудовыпускпых вырабо-
ток; Ареа — коэффициент, учитывающий
прочие факторы и резерв.
/<1 « ^(0,27 + 0,081/) dcp, (VI11.10)
где / — коэффициент крепости пород; dcp—
средневзвешенный диаметр куска пород,
слагающих подушку, м
^«(п-ЬЯбл) [о,01 (-^-)С-ы] ,
(VIII.11)
гДе S — площадь блока, м2; п — число
выпускных отверстий в блоке; s — площадь
499
выпускного отверстия, м3; а, Ь, с — эмпирические коэффициенты, учить»,
вающие характер обрушения (а = 0,36; b = 0,0004 и с= 1, если обрушение
пород не выйдет за пределы свода естественного равновесня, а также при обру.
шении потолочины, на которой лежат раздробленные породы, а = 0,90; b = 0,001
и с= 1,7, если пе исключена возможность мгновенного полного самообрушеиия
налегающих пород с выходом воронки провала на земную поверхность).
брез учитывает неравномерность толщины и диаметра среднего куска пород
подушки по площади блока. Его можно принимать равным 1,3 при условии,
что толщина полушки и диаметр среднего куска изменяются не более чем на
20 %.
При обычном значении /гр = 1,35
j.0.25t <Vn, l2>
Толщина слоя пород, подлежащего обрушению для образования подушки,
Ло»Р=^=т£- (VIII.13)
Для подушки из отбитой руды
ЛР-п~ т4*Ябл- (VIII. 14)
Если по соседству имеется блок, подлежащий последующему массовому об-
рушению, то толщина полушки должна быть не меньше высоты этого блока, иначе
часть руды будет выброшена па породную подушку и потеряна.
Обрушают породы скважинами или сосредоточенными зарядами. Если
устойчивые породы в кровле залегают в виде слоя, то взрыванием зарядов его
достаточно отрезать от массива по границам посадки. Аналогичная схема по-
садки возможна при наличии в кровле пологих трещин. При развитой вертикаль-
ной трещиноватости возможно обрушение пучком из двух-трех вееров горизон-
тальных и слабопаклоппых скважин нлн одним минным ярусом
Метод обрушения кровли должен выбираться в комплексе с толщиной по-
душки и параметрами отбойки, от которых зависит кусковатость обрушенных
пород. В общем случае, чем ниже затраты на обрушение пород, и, следовательно,
меньше эти породы будут раздроблены, тем толще нужна подушка и больший
объем пород требуется обрушить одним минным ярусом
Снижение опорного давления. Главная мера предосторожности против опор-
ного давления — своевременное обрушение подработанной толщи за счет уве-
личения площади обнажения или принудительным способом.
Полное обрушение пород до земной поверхности вслед за выемкой при глу-
бинах разработки более 100—200 м практически неосуществимо. Обычно обру-
шается лишь ннжняя часть налегающей толщи, а высота этой толщи уменьшается-
незначительно. Вместе с тем, опорное давление, передаваемое па массив через
слой обрушенных пород, распределяется на увеличенную площадь, что снижает
концентрацию напряжений иа определенное время (до нескольких месяцев),
в зависимости от реологических свойств пород.
§ 145. Выпуск руды под налегающими обрушенными породами
При выпуске первоначально выходит чистая руда, затем появляется и по-
степенно возрастает примесь пустых пород. Выпуск заканчивают, когда разубо-
живание в дозе выпуска достигает наибольшей экономически допустимой ве-
личины. Доза обычно равна количеству рудной массы, выпускаемой через от-
верстие за смену или за значительную ее часть
Предельное разубоживание в последней дозе выпуска
Рпрел = ЛР*Д-Лп»п*Д|*л , (VIII. 15)
л руд — Дпор
500
е Л руд — содержание металла в руде (а не в рудной массе); Лт|П — промыт-
„енныи минимум; ЛПор — содержание металла в породе, разубоживающей руду;
? = 0,6ч-1 — поправочный коэффициент, учитывающий, что для рудной
iaccW часть затратно добыче уже произведена и поэтому промышленный минимум
h(CWKer быть снижен по сравнению с Л m)n. установленным для руды в массиве.
Мснывис значения коэффициента относятся к богатой руде.
Предельное разубоживание в последней дозе выпуска обычно составляет
0 6— 0,8 для рядовой руды н 0,25—0,35 для бедной.
’ Для приближенных прогнозных расчетов удобно пользоваться зависимостью
суммы потерь металла и разубоживания руды (п + р) от показателя извлечения
чистой рулы k4. р, который легче других поддается прогнозному определению.
Зная (п 4- р) можно найти потерн, задавшись разубоживанием, и наоборот.
При n — nmln н р ” Pmin приближенно можно считать
п + Р= •°"5" ••2(1 — *ч.р)| (VIII.16)
„ + /,= (),6-F 0,8(1 -Лч. р)Г
где (1 — ^ч. р) — часть руды, остающаяся в блоке к началу разубоживания.
Меньшие значения численных коэффициентов (соответственно 0,6 и 1,0)
относятся к меньшим величинам извлечения чистой руды (0,3—0,4); большие
(0,8 и 1,2) — прн Лч.р =» 0,6—0,7.
В граничных случаях прогнозные величины потерь и разубоживания:
при ценной руде и минерализованных вмещающих породах
п = nmtn.
Р — 1,0ч-1,2 (I — k4- р) — Лщ1П1
при бедной руде и пустых вмещающих породах
Р ~ Ртп>
п = 0,6ч-0,8 (I — Лч. р) — Pmin-
Обычно извлечение чистой руды составляет 0,55—0,75, потери и разубожи-
вание в сумме 0,15—0,35. При выпуске руды после массового обрушения целиков
извлечение снижается до 0,4—0,3 и меньше, а сумма потерь и разубоживания
возрастает до 0,5—0,6.
Выпуск руды через одиночное отверстие. Фигурой выпуска (истечения)
руды называют тот объем, который первоначально занимала в очистном про-
странстве выпущенная из него руда.
При донном выпуске нормально разрыхленной руды через одиночное отвер-
стие фигура выпуска по форме близка к эллипсоиду вращения с вытянутой вер-
тикальной осью (рис. VIII 13). По мере выпуска эллипсоид увеличивается.
Из самого понятия фигуры истечения следует, что все частицы, лежавшие
на ее поверхности до начала выпуска, подошли к отверстию одновременно.
Коэффициент вытянутости эллипсоида выпуска возрастает с увеличением
сил треиия и особенно сцепления, а также с увеличением объема эллипсоида.
Прн слежавшейся руде ои возрастает настолько, что образуются так называемые
трубы, по которым вскоре же после начала выпуска пустая порода проникает
к воронкам.
По В. В. Куликову коэффициент вытянутости
~ = (VIII. 17)
где Ц — высота эллипсоида, м; D — наибольший горизонтальный диаметр
"ДДипсоида, м, т — эмпирический коэффициент, зависящий от сыпучих свойств
₽УДы, м"1. Для крепкой руды т — 0,4—0,5 прн нормальном разрыхлении (Лр =
1.3—1,4); 0,55—0,65 при умеренном уплотнении (Ар = 1,2) и 0,9—1 прн
си-'Ьно уплотненной руде (Ар = 1,1—1,15).
Для руд средней крепости т колеблется от 1,2 прн нормальном разрыхле-
"н До 1,7 при умеренном уплотнении (Лр — 1,2).
501
Рис. VIII.13. Равномерно-последовательный выпуск в идеальных условиях:
а — перемещение поверхности руды (/ — касающиеся эллипсоиды выпуска; 2 — перво-
натальное положение поверхности; 3 — последовательные положения; 4 — положение
при начале засорения руды; 5 — траектория одной нз частиц);
б — схема к расчету потерь и засорения руды (/ — расчетные объемы руды, выпускаемой
до начала засорения; 2 — то же, остающиеся в блоке к началу засорения)
Из приведенной формулы следует, что
11 = mD\ (VIII 18)
D= |/^. (VIII.19)
Объем выпуска
ИЗ
Ув » 0,5— « 0,5mD*. (VI 11.20)
Освобождающееся от руды пространство заполняется другими частицам^
руды из окрестностей эллипсоида выпуска, за счет чего в определенной зоне
вокруг него происходит вторичное разрыхление.
Если приостановить выпуск, то руда снова начнет уплотняться.
Скорость уплотнения существенно зависит от высоты слоя обрушенных
пород н от производимых поблизости взрывов, которые встряхивают руду н уско-
ряют уплотнение.
Выпуск обычно ведут с небольшими перерывами, недостаточными для того*
чтобы вторичное разрыхление существенно уменьшилось.
Форма объема, в пределах которого происходит вторичное разрыхление*
подобна эллипсоиду выпуска, отсюда она получила наименование эллипсоиде
разрыхления.
Объемы выпуска VB, вторичного разрыхления Vp и коэффициент вторичного
разрыхления k'v находятся в соотношении
Ч- (VI,,i!')
где Л₽|, kp — коэффициенты разрыхления руды соответственно до и после вы-
пуска в зоне вторичного разрыхления.
502
Для кусковых руд frpi = 1,3—1,4; Ztpj= 1,45—1,55 Отсюда, при нормаль-
ном начальном разрыхлепнн k'p = 1,07—1,1; Vp = (104-15) Уэ. Для уплотненной
мзрыпом или длительным горным давлением) руды при k = 1,2 и k = 1,45;
К'-2; Кр«5И„.
Контакт руды с налегающими обрушенными породами.
Поверхность руды начинает прогибаться после того, когда ее коснется эллип-
соид разрыхления. В процессе прогиба образуется воронка внедрения пустых
пород, ограниченная по наибольшей окружности контуром эллипсоида раз-
рыхления руды. Эта воронка ннжннм своим концом достигнет выпускного отвер-
стия, когда первоначального положения поверхности руды коснется эллипсоид
выпуска. С этого момента выпускают разубожепную руду.
По мере выпуска воронка внедрения расширяется, поэтому возрастает
относительное количество пустой породы в эллипсоиде выпуска и соответственно
D дозе выпуска. В определенный момент разубоживание превысит допустимую
величину, и выпуск придется прекратить.
С увеличением размеров активного отверстия (выпуск питателями) объем
фшуры выпуска увеличивается, форма же ее зависит от формы отверстия только
иа расстоянии двух-трех диаметров. По Г. М. Малахову объем эллипсоида вы-
пуска прямо пропорционален приведенному диаметру активного отверстия dnp‘
dnp = ]/K, (VIII.22)
где s — площадь активного отверстия.
Отсюда с учетом (VI 11.20) объем эллипсоида в общем виде
„ - 0|5Я2 1/_L (VIII.23)
3 ” т V л '
Выпуск по всей площади блока. В идеальных условиях (см. рис. VIII 13, а)
блок большой площади со всех четырех сторон окружен массивом с вертикаль-
ными стенками; пустая порода обрушена в крупных кусках, которые ие могут
проникать в отбитую руду; выпуск руды равномерно последовательный, т. е.
поочередно нз всех отверстий одинаковыми дозами незначительной величины.
Для расчета площадного выпуска введено понятие касающихся эллипсои-
дов выпуска (см. рис. VIII.13), диаметр которых равен расстоянию между осями
отверстий.
В самом распространенном случае
Ябл>Як.а.
где Нвп — высота заполненной рудой части блока; Пк. э — высота касающихся
эллипсоидов
Яи>9 = mD%, (VIII.24)
где Do — приведенное расстояние между осями смежных выпускных отверстий
D0 = Vab, (VI 11.25)
гдс а — расстояние между осями выпускных отверстий в ряду; b — расстояние
между рядами выпускных отверстий.
Приближенно можно считать, что выше касающихся эллипсоидов по всей
п°перхиости руды частицы опускаются вертикально с одинаковой скоростью и
’т<>, следовательно, контакт руды с обрушенными породами перемещается в го-
ризонтальном положении.
Когда поверхность руды опустится ниже вершины касающихся эллипсоидов,
То с наибольшей скоростью начинают перемещаться частицы, расположенные
Прямо над отверстиями, поэтому поверхность руды начинает прогибаться. Со
®Ременем прогибы достигнут отверстий, начнется разубоживание и возрастает
40 критической величины.
503
Абсолютные потери руды не зависят от высоты блока, ио они будут Тс
больше, чем больше высота прогибов поверхности руды При прочих равны?
условиях уровень начала прогибов определяется высотой касающихся эллип'
соидов. Увеличение расстояния между выпускными отверстиями увеличивав
касающиеся эллипсоиды и, следовательно, абсолютные потерн руды.
Относительные потери обратно пропорциональны высоте блоков.
Объем руды над касающимися эллипсоидами выпускают без примеси пусты»»
пород. Из оставшейся после этого руды извлекают полностью и без разубожива.
пня только объемы, расположенные в касающихся эллипсоидах. Остальную
руду разубожнвают и частично теряют (см. рис. VIII. 13). Извлечение чистхц)
руды до начала разубоживания с учетом (VI 11.20)
Ябл-0.5тР*
Н6П
(VII 1.26)
а прн увеличенном активном сечении выпускных отверстий, согласно (VIII 23)
0,51/1) mD>
*-• ₽-------------‘ (VI 1127)
На основании этой величины можно определить погори и разубоживание
руды по (VIII 16).
Расстояние между выпускными отверстиями принимается обычно как ми-
нимально допустимое по условию прочности основания блока.
D = kH,
где/г — коэффициент, изменяющийся от 4- при Н < 40 м
Д0 А 15 П₽И Н > 100 М‘
Увеличивать высоту блока целесообразно за исключением следующих
случаев- слеживающаяся руда, в которой прн выпуске возможно образование?
«труб»; неустойчивая руда, прн которой длительное поддержание выпускных
выработок требует больших затрат нлн оказывается практически невозможны^
недостаточно крутое падение залежей, прн котором возможны большие потерн,
руды иа лежачем боку
Боковой контакт отбитой руды с обрушенными породами Наименьшие
потери и разубоживание будут тогда, когда эллипсоид выпуска одновременна
достигнет первоначальных положений вертикального и горизонтального контак-
тов с обрушенными породами. Для этого расстояние между выпускными отвец-
стнями па границе блока должно быть увеличено до размера
«гп_1_(0о+0)-4(оо+|/|), (V111-2S)
где Do — обычное расстояние между выпускными отверстиями, м; D — диа-
метр эллипсоида выпуска высотой Н, м.
Извлечение чистой руды из объема, приходящегося на граничное отверстий
ь И
«ч. р. гр — —Т=- •
D’ + Do|/£ (VIII. 29)
При числе граничных отверстий лгр и остальных (внутренних) oicepcTiJ
в блоке лНц извлечение чистой руды по всему блоку
к _____ ^Ч. р, ГрИгР + Ьч, р, ВЦЛВ||
ч' р лгр 4- «вн
504
где h4. р. ви — извлечение чистой руды из отверстия, находящегося внутри
Крупность частиц отбитой руды и обрушенных пород При наличии мел-
ких фракций и влаги руда слеживается, зоны влияния выпускных отверстий
сажаются, а гребни теряемой руды возрастают.
? При наличии крупных кусков взрывное вторичное дробление разрушает
выпускные выработки и снижает производительность выпуска. После каждой
ликвидации затора некоторое время работает не только осевая часть (как при
Щелкой руде), а почти полное сечение воронки, в результате уменьшаются потери
руды в оставшихся гребнях Однако это гораздо менее существенно, чем недо-
статки. связанные с наличием крупных кусков.
Мелкие куски налегающих обрушенных пород, особенно если они имеют
скользкую поверхность, просачиваются в отбитую руду. По В С Дроздову
(МГИ) максимальный диаметр просачивающихся кусков
, dp
где dp — средний диаметр кусков руды, образующих структурную решетку,
представленных различными фракциями и составляющих 40—60 % от общего
количества руды.
Просачивание тем интенсивнее, чем больше в обрушенных породах мелких
частиц.
Истечение руды интенсивнее со стороны менее плотной массы, где снижены
силы сцепления (нлн зацепления). В результате эллипсоид выпуска наклоняется
под углом до 60° к горизонту.
При уплотненной (Лр = 1,2—1,3) кусковой руде необходимо начать выпуск
па значительной площади (200—400 м2) для того, чтобы привести руду в движе-
ние, дать ей вторичное разрыхление, после чего переходят на обычный режим
выпуска. Если руда уплотнена слишком сильно (Лр< 1,2), то над отверстиями
п результате выпуска образуются разобщенные полости н истечение прекращается
до обрушения сводов полостей. Если отверстие расположено около вертикаль-
ной или наклонной (в сторону отверстия) стенки, фигура выпуска отклоняется
от него, сокращается ее размер по нормали к стенке.
При недостаточно крутом падении залежи значительная часть отбитой
руды остается на лежачем боку в виде так называемой «мертвой эоны».
Для снижения потерь руды увеличивают наклон лежачего бока в нижней
части блока за счет подработки боковых пород. Вариант целесообразен при
угле падения залежи 50—70° и высоте блока до 50—70 м.
При устойчивом лежачем боке, более или менее правильном контакте за-
лежи, угле падения до 50—55° или высоте блока больше 50—70 м целесообразно
применение дополнительных полевых воронок с увеличенным расстоянием между
их осями
Число подэтажей выпуска в породах лежачего бока
„ ~ Я~^ерх = Я ~Аверх t (VI J! ,зо)
Л Ur tg a
, Де /loepx ~ 10 м — высота верхней части блока, в которой нс требуется отвер-
стий в лежачем боку; h — высота подэтажа полевых воронок; м; D — расстоя-
ние между рядами отверстий па основном горизонте выпуска, м; k = 1,2—1,5 —
коэффициент, учитывающий увеличение этого расстояния для дополнительных
Рядов воронок; a — угол наклона лежачего бока
Величину h округляют до целого числа, затем находят окончательное зна-
чение
h Я~4веРх . (VIII.31)
Л
Образование дополнительных воронок в рудном теле у лежачего бока может
оказаться целесообразным, если руда устойчива, а породы лежачего бока не-
устойчивы.
505
Выбор одного из рассмотренных выше вариантов и его параметров може»
производиться по условию (VIII 4) с учетом экономического ущерба от потер,
руды на лежачем боку и от дополнительных работ по снижению этих потерь
Режим выпуска руды. Бессистемный выпуск может снизить извлечение руДц
на 5—10 % и выше и увеличить разубоживание на 20—30 %. Вместе с тем стр0.
гое соблюдение заданного режима требует усиленного контроля, снижает произ-
водительность труда н оборудования в связи с прекращением выпуска из того
или иного отверстия до окончания смены и т. п. Поэтому строгое соблюдение
определенного режима уместно в той мере, в которой это существенно повысит
извлечение руды.
Когда обрушают руду сразу на большой площади, целесообразно сохранять
этот контакт в горизонтальном положении как можно дольше. Для этого благо-
приятен равномерно-последовательный выпуск, т. е. поочередный из всех отвер.
стий одинаковыми малыми дозами до появления пустой породы во всех выпуск-
ных отверстиях. После этого частицы оставшейся в блоке руды находятся в зоне
влияния только ближайших к ним отверстий.
Если отбойка продвигается по длине блока или этажа, то постоянно имеется!
боковой контакт руды с обрушенными породами и его можно поддержать или
в вертикальном, или в наклонном положении. В первом случае накапливают!
отбитую руду па определенной площади блока, после чего начинают равно-
мерно-последовательный выпуск. Наклонный же контакт достигается перво-
начально за счет опережающего выпуска из крайних отверстий.
Наклонный контакт целесообразно поддерживать лишь при слеживающейся
руде, чтобы сократить продолжительность пребывания ее в очистном простран-
стве, илн при особенно жесткой необходимости выдавать из данного блока руд-
ную массу постоянного качества, что характерно при малом числе действующих
блоков.
При недостаточно крутом падении и ограниченной мощности залежей (не
превышающей высоты блока) целесообразно выпускать как можно больше руды
из отверстий около лежачего бока, чтобы сократить «мертвую» зону. Лишь после
появления в них пустой породы производят равномерно-последовательный вы-
пуск нз остальных рядов воронок до появления пустой породы, а в дальнейшем
по всей площади блока В более мощных залежах с недостаточно крутым паде-
нием благоприятен равномерно-последовательный выпуск с самого начала.
При отбойке в зажиме пе следует включать в работу ближайшие к забою.;
выпускные отверстия до тех пор, пока пе будет выпущено 15—20 % отбитой1
руды, что разрыхлит оставшуюся руду. В планограмме выпуска следует учиты-
вать, что за счет уплотнения зажимающего материала взорванная руда сместится
на 2—3 м.
При большом горном давлении и слабой руде среднесуточная скорость опу-
скания поверхности отбитой руды должна быть не менее 0,7—1 м, при высоко-
производительных средствах механизации она достигает 2—2,5 м. t
Выбранный режим задается в виде планограммы выпуска, которую необ-
ходимо корректировать в связи с неизбежными отклонениями от нее по техни-
ческим н технологическим причинам.
Геологическая служба рудника периодическим опробованием контролирует
качество рудной массы, чтобы своеврсмеиио прекращать выпуск из тех или иных
отверстий.
§ 146. Общие особенности систем
Руду обрушают скважинами или сосредоточенными зарядами на полную!
высоту этажа и выпускают через выработки в основании блока.
Залежь должна быть мощной. Руды устойчивые и средней устойчивости,
ие слеживающиеся
При возгорающейся руде эту систему разработки используют редко, при-
чем профилактически заиливают обрушенное пространство.
Параметры системы. Оптимальную высоту этажа (блока) находят*
из условия (VIII.4) с учетом затрат: на проходку этажных выработок (в вели-
чинах k, с) и выработок для выпуска и доставки руды; на поддержание пере-
численных выработок — прн неустойчивых породах и большом горном давлении,
506
а доставку материалов и оборудования; ущерба от потерь и разубоживания
nvaM ”РН выпуске.
Обычная высота этажа 70—80 м; при ограниченной мощности 20—30 м,
пРи недостаточно крутом падении и неправильной форме залежей 45—60 м В по-
1ог)|Х залежах высота блока ограничивается мощностью залежн.
' Ширина блока чаще соответствует мощности заложи, ио не превышает 60—
од м При большом горном давлении и не особенно крепкой руде ширина блока
11С должна превышать 40—50 м По Г. М. Малахову у границ блока высотой И
создается зона, в которой давление на днище снижается. Чтобы все основание
блока оказалось в защитной зоне, ширина его
(tgсс-Ь tg р),
где а и Р — углы построения защитной зоны соответственно со стороны массива
и обрушения (отсчитываются от вертикали).
При средней крепости руд а = 17е, р = 7°, В < 0,5Я
Порядок отработки блоков. Этаж должен быть разделен
Ло длине па выемочные поля приблизительно одинакового размера, состоящие
каждое из нескольких блоков. Выемочное поле отрабатывают от центра к флан-
гам (два действующих блока). Лишь блоки на границах полей будут иметь по дна
боковых контакта с обрушением. Число выемочных полей должно быть равно
половине необходимого (для заданной производительности рудника) числа отра-
батываемых одновременно блоков.
Сравнивать между собою различные системы этажного принудительного
обрушения лучше по условию минимальных убытков (VIII.4), а с другими си-
стемами по доходу согласно (VIII 3).
§ 147. Этажное принудительное обрушение
со сплошной выемкой
Руду отбивают подряд по длине этажа, панели (или блока, если панель раз-
делена на блоки).
Вариант с отбойкой в зажиме и донным выпуском руды (рис. VIII. 14) Часть
блока шириной 12—18 м отделяют от массива щелью шириной 6—10 м, име-
ющей потолочину. Затем обрушают па щель за одни прием отрезанную от мас-
сива часть блока и примерно такую же по размеру часть с другой стороны. Вер-
тикальные комплекты скважин взрывают с замедлением, начиная от щели, при
этом второй и последующие комплекты работают в зажиме Эта модификация
позволяет взрывать более широкие слои, что важно там, где отбойка в зажиме
в чистом ее виде возможна лишь небольшими слоями.
При отбойке на подконсольное пространство панель или блок делят на вер-
тикальные секции. Секцию полностью подсекают траншеями или воронками,
а затем обрушают руду горизонтальными слоями, начиная с нижнего.
После каждого взрывания выпускают 20—25 % руды, чтобы создать свобод-
ное пространство для очередного обрушения. К общему выпуску руды присту-
пают не ранее окончания отбойки в следующей секции.
Нарушенная предшествующими взрывами рудная консоль частично само-
обрушается, что увеличивает выход негабарита и отрицательно сказывается на
производительности работ и показателях извлечения руды. В связи с этим от-
бойка иа подконсольпое пространство почти полностью вытеснена отбойкой
в зажиме.
Вариант этажного обрушения с торцевым выпуском руды (рнс. VIII. 15).
Добычной горизонт в блоке подготовляют только ортами или штреками.
Руду отбивают скважинами в зажиме. После отбойки каждого слоя выпускают
всю руду.
На выпуске и доставке руды используют самоходное оборудование или
передвижные вибропитатели в комплексе с секционными виброконвейерами.
Угол наклона и толщину слоев выбирают по условиям максимального извле-
чения руды при выпуске и достаточной устойчивости массива. Наклон забоя
8 сторону взорванной части блока под углом около 75° возможен лишь при устой-
507
Рнс. VII1.14. Этажное принудительное обрушение
со сплошной выемкой (комбинат «Апатит):
/ — буровой орт; 2 — соединительный штрек. 3 —
конвейерный орт; 4 — выработки для либропита-
телсй; 5 — контрольные ходки
чивой руде. Он улучшает извлечение руды,
если обрушенные породы мельче, так как
при данном положении слоя они не про-
сочатся в руду.
Если руда значительно мельче обрушен-
ных пород, то возможен обратный наклон
забоя в сторону массива под углом 80—70°.
Толщина отбиваемого слоя 8—12 м (за-
висит от высоты блока). Снизу, па вы-
соту 8—12 м, толщина слоя может быть
уменьшена до 3—0 м для оставления вре-
менного выступа, обеспечивающего более
полный выпуск из вышележащей части
слоя. Этот выступ или разбуривают обособленно, или образуют за счет недо-
заряла скважин (в последующем их заряжают и взрывают).
Проветривание местное илн по спаренной вентиляционной выработке
Технико-экономическая оценка При крепкой руде производительность труда
забойного рабочего составляет от 50—70 до 110 т/'смсну. Производительность
блока от 50—150 до 200 тыс. т/мес. Потерн и разубоживание руды 10—20 %•
Удельный расход подготовительно нарезных выработок 1,5—4 м на 1000 т.
Этажное принудительное обрушение со сплошной выемкой имеет перед си-
стемой с компенсационными камерами следующие преимущества- устраняется
необходимость выемки камер; уменьшается выход негабарита при обрушении
блока; снижается на 20—30 % объем подготовителыю-парезных выработок;
обеспечивается непрерывность работ по подготовке, разбуриванию, обрушению
и выпуску руды; повышается концентрация горных работ; работы более одно-
типны в связи с отсутствием стадии камерной выемки; используются преимУ'
щества отбойки в зажиме.
С другой стороны, извлечение чистой руды гарантируется лишь в объем®
частичного выпуска (20—25 %), что меньше объема компенсационных кам®Р
508
рис. VllI.lS. Этажное принудительное обрушение со сплошной выемкой — вариант с тор-
цевым выпуском руды:
/ — буровые выработки, 2 — достаточные выработки; 3 — вентиляционный штрек;
4 — контур отрезной щели
(30—35 %) Исключается возможность совмещения работ по вертикали в различ-
ных этажах (тогда как компенсационными камерами можно добывать руду при
любом состоянии работ сверху). Пункты добычи руды строго заданы порядком
сплошной выемкн, что может мешать усреднению качества рудной массы в масш-
табе рудника.
Этажное принудительное обрушение со сплошной выемкой обычно заслужи-
вает предпочтения перед системой с компенсационными камерами. Исключение
составляют следующие случаи' условия неблагоприятны для отбойки в зажиме;
нельзя обрушать налегающие породы в первый период отработки этажа; необ-
ходимая стабильность качества рудной массы не может быть обеспечена при по-
стоянных пунктах выпуска руды; относительно неблагоприятные условия для
выпуска руды под налегающими обрушенными породами (например, интенсивное
просачивание пустых пород).
§ 148. Этажное принудительное обрушение
с компенсационными камерами
В блоке вынимают 25—35 % руды компенсационными камерами, а затем
обрушают иа них сразу (с замедлением по комплектам скважин) всю остальную
часть блока. Отбойка руды скважинная, реже — минная; выпуск донный.
Компенсационные камеры почти всегда вертикальные (рис. VIII 16, а, б).
Система разработки камер — с подэтажной отбойкой или этажно-камерная.
Могут применяться горизонтальные подсечные камеры (см. рис. VIII.16, в)
Длина блока по простиранию 30—100 м и более, что позволяет разместить
в нем от 1—2 до 4—5 камер Скважины или шпуры для образования воронок
врывают мгновенно, а остальные скважины с коротким замедлением по ком-
плектам. Прн необходимости обрушают принудительно часть устойчивых на-
легающих пород.
Против этажного принудительного обрушения со сплошной выемкой произ-
водительность труда забойного рабочего ниже на 10—30%.
Достоинства, недостатки и условия предпочтительного применения противо-
положны указанным выше для этажного принудительного обрушения со сплош-
ной выемкой.
509
§ 149. Этажное самообрушение
В основании панели или блока по всей площади проходят выработки для
донного выпуска руды Над ними массив полностью подсекают; руда из него
постепенно обрушается под действием силы тяжести и горного давления.
Связь с окружающим массивом ослабляют отсечными выработками или ве-
ерами взрывных скважин. Они способствуют разрушению замков сводов есте-
ственного равновесия, образующихся при самообрушении руды, тем самым уско-
ряют обрушение и ограничивают его проектными контурами. В процессе обруше-
ния выпускают излишек (около руды, чтобы обрушение продолжалось. После
полного обрушения рудного массива приступают к общему выпуску руды.
Выемку осуществляют с разделением этажа (илн панели) на блоки или
всплошную.
Этажное самообрушение применяют при мощности залежи не менее 20—
30 м.
Руда должна быть слабой или иметь густую сеть трещин и слабых прослой-
ков, не должна слеживаться и возгораться.
Высота этажа 70—80 м, прн очень крутом падении залежи — до 100—150 м.
Расстояние между ярусами ослабления 8—10 м в нижней части этажа и 12—15 м
в верхней.
Вариант этажного самообрушения со сплошной выемкой. Этаж разделяют
на панели, длина которых в несколько раз превышает обычный поперечный раз-
мер блока.
Панель разрезают поперек щелью и затем постепенно подсекают по длине,
вызывая этим самообрушение массива с отставанием на 30—60 м от подсечки.
Отсечные выработки на подэтажах проходят но границам панели. Этот вариант
эффективен при выдержанных элементах залегания и при отсутствии жесткой
необходимости в усреднении качества рудной массы.
Иногда ускоряют обрушение руды взрыванием зарядов (сосредоточенных
илн скважинных) на подэтажах.
Частичный выпуск, особенно в начальной его стадии, целесообразно вести
так, чтобы высота свободного пространства под обрушаемым массивом не пре-
вышала 5 м во избежание вывалов крупных 1лыб и образования воздушных
ударов. В первый период после подсечки выпуск должен быть малоннтененвным,
так как подсеченный массив деформируется, расчленяется мнкротрещинами.
С опережением выпускают руду со стороны лежачего бока во избежание прежде-
временной посадки висячего бока
На руднике «Клаймакс» (США) прн этажном самообрушении (рнс. VIII. 17)
высота этажа составляет 100 м. Руду доставляют скреперными установками
мощностью 110 кВт, погрузка вагонов безлюковая. Сетка выпускных отверстий
10,5 X 10,5 м. Скреперный штрек и наклонные выпускные выработки, располо-
женные попарно, закреплены бетоном. Подсечка траншейная.
Сочетание большой мощности залежи с небольшой глубиной разработки
позволяет подсекать массив на большую ширину (100—400 м), достаточную для
самообрушения даже сравнительно устойчивых руд. За ходом самообрушения
наблюдают нз штреков, пройденных па верхнем уровне подсечкн.
Особенности варианта этажного самообрушения с выемкой блоками. По-
перечные размеры блока составляют 30—40 м при слабых рудах и высоком гор-
ном давлении и 50—60 м при иных условиях.
По углам блока проходят отрезные восстающие, а из них подэтажные отрез-
ные выработки по периметру блока.
На расстоянии 8—12 м от углов блока проходят смотровые восстающие,
из которых нарезают смотровые ходки для наблюдения за ходом обрушения.
Подсечку блока ведут от лежачего бока к висячему и от центра к краям
»о простиранию.
Если соседний блок заполнен отбитой рудой, то в направлении по прости-
ранию подсечку ведут в отступающем порядке. В блоке, граничащем с обрушен-
ными вмещающими породами, подсечку подвигают от массива к обрушению.
Производительность блока (панели) средняя за период очистных работ со-
ставляет 10—40 тыс. т/мес, производительность труда забойного рабочего 50—
511
Рис. VIII.17. Этажное самообрушснне — вариант со сплошной выемкой (рудник «Клай-
макс», США):
1 — откаточный штрек; 7 — откаточный орт; 3 — вентиляционный орт; 4 — скреперный
штрек: 5 — выработки для выпуска руды; 6 — вентиляционный восстающий; 7 — под-
сечной штрек: 8 — сборка для образования воронок; 9 — буровой штрек; Ю — скважины
для подсечки
90 т/смепу, потери и разубожива-
ние руды 12—25%, удельный рас-
ход подготовительно-нарезных вы-
работок (7—10) м/1000 т
Этажное самообрушенис сохра-
нилось преимущественно в варианте
со сплошной выемкой.
§ 150. Системы подэтажного
обрушения
Блок делят на подэтажи
(рис. VIII 18), каждый из которых
имеет свой горизонт выпуска руды.
Подэтажи могут быть разделены
в плане иа панели, а панели по
длине — на секции. Отрабатывают
подэтажи в нисходящем порядке.
Условия примене-
ния. Устойчивость и крепость
руды н вмещающих пород могут
быть любыми, так же как и угол
падения залежи .Мощность залежн
в случае крутого падения должна
быть не меиее 3—5 м и 10—20 м
при пологом падении. Ценность
руды умеренная.
Возгораемость руды допустима
лишь в малой степени н только
при обязательном профилактическом
заиливании обрушенного про-
странства.
Подэтажное обрушение применяют обычно лишь в тех случаях, когда не-
целесообразно вести этажное обрушение, а именно слабые руды и большое гор-
ное давление; слеживающаяся руда; чередование крепких руд с легкообруша-
ющимися нт п.; крупные включения пуегых пород или некондиционных руд,
которые при подэтажном обрушении могут быть оставлены; наличие в блоке
двух (нлн нескольких) сортов руды, которые при подэтажном обрушении могут
быть выданы раздельно; средняя мощность рудного тела'; неправильные кон-
такты залежи прн ограниченной мощности.
Параметры системы Оптимальную высоту этажа выбирают по
условию (VIII I) с учетом затрат на проходку н поддержание этажных выработок
(в k н с) и на поддержание восстающих.
Высоту подэтажа оптимизируют по условию у = с + упр—► min с учетом
затрат на проходку подэтажных н выпускных выработок и па их поддержание;
затрат на отбойку; ущерба от потерь и разубоживания руды за счет неточной
отбойки по контактам залежи н прн выпуске.
Технико-экономическая оценка. Производительность
блока н производительность труда могут быть несколько (па 10—30. %) ниже,
чем при этажном обрушении, в" связи с увеличенным объемом подготовительно-
нарезных работ (5—9 м па 1000 т прн донном выпуске и 2—3 м прн торцовом)
меньшей концентрацией работ. В части потерь и разубоживания руды прн отно-
сительно благоприятных условиях лучшие показатели дает этажное обрушение,
а в других случаях — подэтажное.
Экономическое сравнение подэтажного обрушения с системами других клас-
сов производится по величине дохода нз условия (VIII.3), а с системами этаж-
ного обрушения—по доходу или по минимальным убыткам (VIII 4)
Подэтажное обрушение с торцовым выпуском руды. Подэтаж делят по ширине
«а панели Каждую Панель подготовляют ортом (штреком), разбуривают из него
17 П/р В. А. Гребенюка н др.
513
Рнс. VIII.18. Подэтажное обрушение
с торцевым выпуском руды (канадский
рудник «Стоби» )
вертикальными или крутонаклониыми
веерами скважин н обрушают последова-
тельно по длине в отступающем порядке
(см. рис. VIII. 18) Очередные скважины
взрывают после выпуска руды от преды-
дущей отбойки. Угол наклона забоя
можно выбирать как при этажном обру-
шении с торцевым выпуском
Производительность труда рабо-
чего на очистных работах с применением
самоходного оборудования достигает 140 т'смсну; расход подготовительно-
нарезных выработок 5—9 м па 1000 т; потери руды около 10%, разубожива-
Вариант с фронтально-торцевым выпуском имеет разновидности с прямой
подсечкой и с треугольной подсечкой (рис. VIII 19, а, б).
Прямую подсечку испытывают иа крутой залежи средней мощности. Под-
этажные штреки (орты) располагают через увеличенные интервалы. Подэтажи
отбивают вертикальными слоями толщиной около 3 м нз подсечки, которую
образуют нз подэтажных штреков (ортов) и продвигают вместе с обрушением
слоя.
Выпуск и погрузку (с помощью ПДМ) руды ведут по всей ширине
подэтажа, в первую очередь освобождают проход около рудного мас-
сива, чтобы открыть забой подсечки для бурения шпуров и улучшить провет-
ривание.
Показатели извлечения руды улучшаются, число подэтажных выработок
сокращается Однако создается жесткая взаимозависимость во времени бурения,
взрывания и доставки руды. Работы ведутся под рудной консолью, поэтому ва-
514
Рис. VIII.19. Подэтажное обрушение — варианты с фронтально-торцевым выпуском:
° — с прямой подсечкой (шведский рудник <Кнруна>), б—с треугольной подсечкой (руд-
риант приемлем лишь при очень устойчивой руде и малом диаметре взрывных
скважин.
Прн треугольной подсечке (см. рнс. VIII. 19, б) консоль поддерживается
Рудным выступом в интервале между штреками, поэтому устойчивость массива
выше.
Подэтажное обрушение с донным выпуском руды. Из подэтажного штрека
(орта) нарезают выработки для выпуска руды. Над ними проходят буровые вы-
17* 515
Рнс. VI11.20. Подэтажное обрушение с донным выпуском руды (Крнвбасс) — вариант
со сплошной выемкой п отбойкой наклонными слоями
работки, нз которых отбивают руду скважинами на всю оставшуюся высоту под-
этажа. Оптимальную высоту подэтажа можно определить по условию (VIII 4)
нз расчета минимальной суммы затрат на подготовительно-нарезные работы,
отбойку руды н поддержание выработок н экономического ущерба от потерь
и разубоживания.
В подэтажах высотой 20 м и более (рнс VIII 20) бурят скважины мощными
перфораторами с независимым вращением бура или погружными пневмоудар-
никами
Доставка руды преимущественно скреперная, реже конвейерная, причем
и скреперы и конвейеры применяют иногда в комплексе с вибропобудителями.
Подэтажное обрушение осуществляют со сплошной выемкой панели, или
с компенсационными выработками При сплошной выемке руду отбивают вер-
тикальными нлн крутонаклоппыми (см. рнс VII 1.20) слоями
Высоту подэтажа 10—15 м, требующую увеличенного объема нарезных
работ, применяют только в особенно сложных условиях в нарушенном массиве,
в сравнительно узких целиках между камерами, заполненными закладкой или
обрушенными породами и т. п Штанговые скважины пробуривают из выпускных
или подсечных выработок
В Криворожском бассейне при разработке мощных крутых залежей руд
средней крепости распространен вариант с вертикальной разрезной щелью в каж-
дой секции н последующей встречной отбойкон на щель вертикальных слоев
веерами скважин.
Подэтажное обрушение с донным выпуском применяют прн неблагоприят-
ных условиях для послойного выпуска и слабой руде.
ГЛАВА 4
СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ С ИСКУССТВЕННЫМ ПОДДЕРЖАНИЕМ
ОЧИСТНОГО ПРОСТРАНСТВА
Работы по искусственному поддержанию очистного пространства входят
в цикл очистной выемкн.
Системы относительно дороги, но прн правильной технологии обеспечивают
малые потери и разубоживание руды.
Применяются главным образом при добыче ценных руд или в сложных горно*
геологических условиях.
516
§ 151. Однослойная выемка с закладкой
Систему применяют преимущественно при невозможности обрушения по-
верхности в пологих и наклонных залежах мощностью до 4—5 м, устойчивость
руды может быть любой, породы висячего бока должны быть устойчивыми Цен-
ность руды высокая или средняя.
При использовании твердеющей закладки вынимают руду заходками, рудная
стенка эаходки играет роль опалубки. При сыпучей закладке выемку можно
вести забоем-лавой по всей ширине панели.
Отбивают руду шпурами илн скважинами уменьшенного диаметра. Доста-
вляют руду самоходным оборудованием или скреперами, а в эабое-лавс исполь-
зуют скребковый конвейер нли многоковшовое скреперование.
Вслед за выемкой закладывают выработанное пространство.
К этой системе условно можно отнести вариант с креплением призабойного
пространства. Применяется при мягких рудах и неустойчивой кровле. Выемку
ведут забоем-лавой, в горный комплекс входят комбайн для механической отбойки
и передвижная механизированная крепь Позади крепи выработанное простран-
ство закладывают.
§ 152. Система разработки горизонтальными слоями
с закладкой
Блок вынимают горизонтальными слоями, начиная с нижнего. Отработан
иый слой закладывают, оставляя свободным только рабочее пространство. Руду
отбивают на поверхность закладки и доставляют по пей механизированным
способом.
Условия применения мощность и угол падения залежи — любые; устойчи-
вая руда; боковые породы крутых залежей — неустойчивые (при устойчивых
породах обычно применение системы нецелесообразно). Наиболее часто система
применяется прн высокой ценности руды, при возгорающейся руде нли необхо-
димости сохранения поверхности.
В вариантах с сыпучей закладкой маломощные крутые залежи отрабатывают
блоками по простиранию, а мощные крутые н пологие рудные тела отрабатывают
в две стадии- камеры — горизонтальными слоями с закладкой, целики — дру-
гими системами.
Параметры. Оптимальная высота этажа в крутых и наклонных зале-
жах определяется по минимуму затрат (VIII.4) с учетом затрат на проходку и
поддержание выработок (включая рудоспуски) и затрат на доставку материалов
и оборудования.
Высота этажа колеблется от 35 до 60 м п крутых залежах, длина блока при
разработке по простиранию от 30 до 100 м При разработке вкрест простирания
ширина камер 5—12 м, целиков 5—10 м.
Очистная выемка начинается с уровня кровли штрека. Над штре-
ком иногда оставляют целик толщиной 2—5 м Отбойка руды обычно шпуровая,
Доставка мсханизнроваиная в рудоспуски. Широко используют самоходное обо-
рудование. На поверхности сухой закладки устраивают настил. Иногда руду
и закладку доставляют конвейерами.
Высота слоя 2—3 м, при устойчивых рудах и боковых породах 4,5—5 м,
высота открытого пространства достигает 7—8 .м. Шпуры бурят вверх под углом
70° самоходными бурильными установками Кровлю выравнивают контурным
взрыванием горизонтальных шпуров.
По окончании доставки руды из слоя разбирают настил, иногда зачищают
в рудоспуск верхнюю часть закладки, обогащенную рудной мелочью.
Широко применяют гидравлическую закладку обесшламленными хвостами
обогатительных фабрик нли природным песком.
При малоустойчивых боковых породах между кровлей забоя и закладкой
оставляют пространство высотой 0,4—0,5 м, а прн более устойчивых породах
1,5—3 м,
517
В закладке по мере повышения ее поверхности наращивают рудоспуски
из стальных труб. Иногда рудоспуски выкрепляют каменной кладкой па цемент- ’
пом растворе или железобетонными кольцами.
Расстояние между рудоспусками 20—60 м при скреперной доставке руды
и до 100 м и более при доставке самоходными машинами
Настил сверху закладки укладывают в каждом слое нз металлических ли-
стов, деревянных щитов или старых конвейерных лент; иногда покрывают его
брезентом. На ряде рудников делают бетонные настнлы толщиной 15—20 см,
торкретируя закладку жидким раствором быстросхватывающегося бетона. Бе-
тонный настил вдвое дешевле деревянного н через двое суток позволяет работать
на самоходном оборудовании. При отсутствии или недостаточной плотности на-
стила потери металла в закладке достигают 20 %.
При твердеющей закладке иа очистных работах обычно используют само-
ходное оборудование. При большой протяженности залежей проводят уклон
для заезда самоходного оборудования иа все слон. Высота этажа на отдельных
зарубежных рудниках достигает 250 м, длина блока 300 м и более. Выемка чаще
сплошная.
На рудниках Норильского комбината, эксплуатирующих месторождения па
большой глубине, систему применяют при сплошной выемке с использованием
самоходного дизельного оборудования. Залежь отрабатывают от центра к флан-
гам, забой пересекает всю залежь по длине (рис. VIII.21). Перпендикулярно
линии забоя пройдены полевые откаточные штреки, которыми нарезаны панели
шириной 120—150 м по условию использования ПДМ. Панель разделяют на вер-
тикальные секции шириной 6—8 м, которые вынимают горизонтальными слоями
высотой 3 м.
Вентиляционный горизонт имеет ту же схему подготовки, что и откаточный.
Рудоспуски, выкрепляемые в закладке, располагают в каждой второй секции
С каждой стороны залежи имеется уклон от откаточного горизонта до ее
почвы. Рудный штрек пройден по всей длине залежи. Из рудного штрека в каж-
дой панели проходят уклон до кровли залежи, из которого нарезают заезды на
слои.
На очистных работах используют дизельные бурильные установки «Каво-
Дрилл 555», «Бумер-131» на 2—3 колонковых перфоратора и самоходные ногру-
зочио-доставочные машины СТ-5А, СТ-2Б производительностью 500—600 т/смсну.
Слой закладывают участками длиной 40—60 м, твердеющую смесь подают с вен-
тиляционного горизонта по скважине диаметром 300 мм.
Производительность труда забойного рабочего 60—80 т/смену обеспечивает
высокую концентрацию горных работ., расход подготовительно-нарезных вы-
работок 2 м на 1000 т.
Технико-экономические показатели системы: при крепкой
руде в месторождениях средней и большой мощности производительность блока
’ (камеры, секции) составляет 1500—3000 т/мес и достигает 6000 г/мес при исполь-
зовании самоходного оборудования; производительность труда забойного рабо-
чего 15—80 т/смену и более при твердеющей закладке и самоходном оборудова-
нии; расход крепежного леса до 0,01—0,02 м3/т; потерн руды при плотном на-
стиле или твердеющей закладхе 1—5 %, разубоживание руды от 1—3 до 10 %
при неправильных коюурах, расход подготовительно-нарезных выработок 2—
5 м иа 1000 т.
Экономическое сравнение с друi ими системами разработки можно вести но
условию максимизации дохода (VIII 3).
§ 153. Система разработки наклонными слоями
с закладкой
Выемку руды ведут наклонными (под углом до 40°) слоями (рис. VIII 22);
руда и закладочный материал перемещаются в очистном пространстве преиму-
щественно под действием силы тяжести Закладка возможна лишь сухая.
Условия применения устойчивая руда; малоустойчивые боковые
породы; мощность залежи любая; угол падения не менее 60—70°, правильные
519
Рис. VIII.22. Система разработки наклон-
ными слоями с закладкой:
а — вариант со сплошной выемной н само-
ходным оборудованием, стадия закладки;
б — то же, ^стадия доставки руды U —
самоходный вагон; 2 — настил; 3 — ПДМ);
в — вариант с выемкой блоками, разрез по
простиранию, проекция на вертикальную
плоскость (/, 2 — откаточный и вентиля-
ционный штреки; 3 — блоковый восста-
ющий для спуска закладки; S — граница
подштрекового целнка; S — граница выем-
ки слоями постоянной длины)
контуры залежи; ценная руда. В связи с внедрением самоходного оборудования
применяют сплошную выемку В этом случае (см. рис. VIII 22, а, б) забой про-
двигают по длине этажа. Восстающий в этаже требуется только разрезной. От-
бойка шпуровая. Руду, скатывающуюся по откосу, грузят н отвозят самоходным
оборудованием. Закладку доставляют до откоса самоходным оборудованием.
При выемке блоками (см. рис. VIII 22, в) закладку на откос подают из вос-
стающего. В блоке сначала вынимают треугольники в осиоваиин, а затем на-
клонные слон постоянной длины (основная стадии), после чего погашают тре-
угольную потолочину.
§ 154. Система разработки тонких жил
с раздельной выемкой
Отработка жил ведется с подрывкой вмещающих пород (рис. VIII.23). Бо-
ковые породы отбивают отдельно и оставляют в выработанном пространстве
в качестве закладки.
Руда может быть устойчивой и пониженной устойчивости. Контакты жил
должны быть четкими н правильными. Благоприятна различная крепость руд
и боковых пород Руда должна быть весьма ценной.
При крутом падении подрабатывают бок жилы со стороны более четкого
и правильного контакта. С опережением на слой отбивают или руду, если она
слабее, нли пустую породу. Шнуры применяют уменьшенного диаметра, а прн
малой крепости руды заряды в шпуре рассрсдотачнвают
При очень ценной руде применяют забойную сортировку. Ширина под-
работки боковых пород устанавливается нз условия полной закладки выработан-
ного пространства-
М" = М»&>
где Alp —мощность жилы; йр — коэффициент разрыхления породы в укладке
(1,34—1,5); k3 — коэффициент заполнения выработанного пространства заклад-
кой (0,75—0,8); ka = 0,85— 1 — коэффициент использования породы для за-
кладки, учитывающий, что часть обогащенной закладки может быть счищена
в рудоспуск.
520
Рис. VI11.23. Система разработки тонких жил с раздельной выемкой
При большей выемочной мощности или при мощности жилы менее 0,3 м
получается избыток отбитой породы, который выдают из блока.
Рудоспуски в закладке выкрепляют металлическими трубами диаметром
300—500 мм или деревянными трубами диаметром около 700 мм
При устройстве деревянного настила на закладку укладывают доски, на них
парусину или пластик, а сверху опять доски для защиты парусины. Производи-
тельность труда рабочего па укладке деревянного иастнла 10 ма/смсну. После
уборки руды счищают с парусины рудную мелочь в рудоспуски и снимают обо-
гащенный верхний слой закладки (20—30 см). Иногда устраивают бетонный
настил.
В пологих залежах блок разрабатывают по восстанию. Руду к рудоспускам
доставляют скреперами, конвейерами (скребковыми, иногда передвижными
пластинчатыми).
При мощности крутой жилы около 0,3 м производительность блока соста-
вляет 100—200 т/мес; производительность труда забойного рабочего 0,8—
2 т/смену, редко 3—4 т/смеиу; расход крепежного леса 0,008—0,04 м*/т; потери
руды 7—1о %; разубоживание 15—20%; расход подготовительно-нарезных
выработок 20—40 м на 1000 т.
§ 155. Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой
Система применяется для пыемки неустойчивых ценных руд, особенно при
высокой их возгораемости или при необходимости поддержания земной поверх-
ности. Крутые залежи могут быть любой мощности, пологие должны иметь мощ-
ность не ниже средней. Вмещающие породы могут быть любой устойчивости.
Блок отрабатывают слабо наклонными слоями, начиная с верхнего
(рис. VIII.24). Слон вынимают заходкамн, которые затем заполняют твердеющей
закладкой. Работы ведутся под защитой закладочного .массива
Высота слоя 3—4 м, ширина заходок 3,5—7 м в зависимости от устойчи-
вости кровли, представленной закладочным массивом. Наклон заходок (4—10®)
Немного превышает угол растекания закладочной смеси
521
Рис. VI11.24. Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой
На бурении и доставке руды используют преимущественно самоходное обо-
рудование легкого типа. При запасе залежи менее 30—50 тыс. т предпочтитель-
нее скреперная доставка руды.
Закладочную смесь подают ко трубам по возможности без перерывов для
получения монолитного закладочного массива. На границе с заложенной заход-
кой работы начинают через 5—7 сут, а снизу через две недели.
11а глубинах 500—1000 м н более вести выемку без крепления заходок
можно лишь прн увеличенной прочности закладочных смесей и при образовании
в нижней части слоя железобетонной конструкции за счет укладки в заходку
металлических элементов перед заполнением ее закладочной смесью Эти элементы
могут быть подвешены к металлическим лежням вышележащего слоя.
При разработке небольших обособленных залежей руд средней крепости
с применением легких ПДМ и площади блока 1000—1500 мг производительность
блока составляет 7—10 тыс. т/мес; производительность труда забойного рабочего
30—60 т/смену; расход подготовительно-иарезных выработок 8—12 м иа 1000 т;
потери руды 3—5%, разубоживание 8—10%.
§ 156. Системы разработки с креплением
Отличительной особенностью систем является размещение крепи п вырабо-
танном пространстве н оставление ее па месте установки после выемки руды,
чем определяется использование дерева.
Применяют системы при неустойчивой руде..
В месторождениях мощных и средней мощности крепь заполняют закладкой,
иначе пространственная решетка не может противостоять горному давлению.
Усиленную распорную крепь применяют в крутых залежах мощностью
до 3—4 м, а также в пологих и наклонных залежах мощностью до 4—6 м; при
слабых боковых породах иногда вместе с крепью применяют закладку.
В крутых залежах блок отрабатывают снизу вверх, шпуры бурят с пастила,
устроенного на распорной крепи.
В пологих и наклонных залежах блок вынимают по простиранию нлн по вос-
станию. Прн выемке по простиранию руду доставляют одинарным скреперова-
нием, но пункт погрузки вагонеток в откаточном штреке перемещается по мере
подвигания забоя. При выемке по восстанию руда доставляется к стационарному
пункту погрузки вагонеток двойным скреперованием. Крепь устанавливают
в виде рам, а прн мощности залежн 3—6 м в виде батарей, состоящих нз группы
стоек с подхватами.
Прн использовании станковой крепи блоки отрабатывают слоями в восходя-
щем нлн нисходящем порядке. В последнем случае закладочные работы более
трудоемки за счет необходимости подведения закладочного массива вплотную
522
под кровлю. Нисходящий порядок применяют лишь при больших тектонических
нарушениях или слабых контактах залежи.
Руду в слоях вынимают секциями, равными по объему одному станку; вслед
за выемкой устанавливают станковую крепь. В крепи досками отшивают вер-
тикальные ходки н рудоспуски, оборудуют рабочие полки. Высота незаложен-
ного пространства при нспользованнн закладки не должна превышать высоты
двух станков.
Применение станковой крепи требует организации специального крепе-
чакладочного хозяйства и целесообразно лишь при больших масштабах
работ.
При использовании крепежных рам слоил блоке вынимают эаходками (ко-
роткими штрскообразнымн выработками), которые крепят рамами всплошную
илн вразбежку, а после выемки руды заполняют закладкой.
Системы с креплением обеспечивают малые потери и разубоживание руды
в сложных горно-геологических условиях. Им присущи низкие показатели
производительности труда и интенсивность выемки, высокая себестоимость до-
бычи, большой расход крепежного леса (около 15 % от объема выработанного
пространства) Возникает загрязнение рудничной атмосферы прн гниении крепи,
увеличивается опасность в пожарном отношеинн, усложняется шахтное хо-
зяйство.
Системы могут получить распространение в сочетании с твердеющей заклад-
кой при разработке пенных руд на больших глубинах.
§ 157. Системы с креплением
и последующим обрушением пород
Выработанное пространство регулярно закрепляют вслед за выемкой руды,
а затем с небольшим отставанием от выемки крепь или передвигают, нли извле-
кают, или разрушают, в результате чего выработанное пространство погашается,
что позволяет предотвратить внезапное самообрушение больших масс пород,
подработанных на обширных площадях.
Подготовка. Шахтное поле в горизонтальных залежах подготавливают
основными, панельными и выемочными штреками (панельная подготовка), а при
относительно небольшой ширине залежи — основным н выемочным штреками
(беспанельпая подготовка). Основной и панельные штреки чаще парные пли
групповые, выемочные — одинарные.
В пологих и наклонных месторождениях столбы располагают в основном
длиной по падению, поэтому выемочные штреки заменяют наклонными восста-
ющими по рудному телу.
Очистная выемка. Соседние столбы отрабатывают заходкамн или
лавой с опережением не менее 10—15 м для снижения горного давления.
При выемке эаходками шириной 2,5—6 м (в зависимости от устойчивости
кровли) руду отбивают с помощью комбайнов или шпурами. Доставляют руду
ленточными нли скребковыми конвейерами (с погрузкой па конвейер погрузоч-
ной машиной прн шпуровой отбойке) нлн скреперами. Заходку закрепляют
металлическими или деревянными рамами с затяжкой кровли, иногда со штан-
говым креплением кровли.
В отработанных заходках производят посадку кровли, извлекая илн раз-
рушая крепь.
Выемка лавами требует более устойчивой кровли. При взрывной отбойке
во избежание разлета кусков применяют переносные щиты нз металлических
стержней или барьеры нз деревянных брусьев.
Проветривание прн парных штреках сквозное, при одинарных — местное.
Отставание крепи от забоя зависит от устойчивости кровли (при слабой
кровле — 1,3 м). Извлекать крепь могут только рабочие-посадчики. Нельзя ра-
ботать в смежном забое до проведения обрушения.
При мягких рудах и механической отбойке производительность столба до-
стигает 25 тыс. т/мес, производительность труда забойного рабочего 75—
85 т/смеиу. Прн крепкой руде н взрывной отбойке производительность столба
523
составляет 6—10 тыс. т/мес, производительность труда забойного рабочего 12—
25 т/смену. Потерн руды 7—20 %, разубоживание 2—20 %.
Системы применяют, если не требуется сохранение земной поверхности.
Залежи отрабатывают только в нисходящем порядке.
В связи с креплением эти системы относятся к числу сравнительно дорогих,
по потерн и разубоживание руды могут быть сведены к минимуму, так как отби-
тую руду извлекают под защитой крепн, а рудная мелочь просыпается в ниже-
лежащие слои, вынимаемые позже.
§ 158. Столбовая система разработки с обрушением
Система (рис. VIII 25) прпмепяется в маломощных горизонтальных и поло-
гих залежах с неустойчивыми налегающими породами. Вслед за выемкой руды
передвигают крепь для поддержания очистного пространства у забоя, а позади
непосредственная кровля обрушается.
Шахтное поле разделяют штреками на прямоугольные блоки, называемые
столбами. В отдельных случаях при небольшой площади залежи применяют
сплошную выемку (одним столбом).
Столб отрабатывают обратным ходом по длине. По мере выемки механизи-
рованную крепь передвигают вслед за забоем, а индивидуальную извлекают.
При мощности залежи до 1,5—2 м и средней устойчивости кровли иногда обру-
шают взрывными скважинами слой кровли толщиной 3—4 м для заполнения
обрушенными породами всего образовавшегося пространства.
Размеры столбов ограничены необходимостью обеспечения достаточно ин-
тенсивной его отработки и доставкой руды. Ширина столбов составляет 20—40 м
и достигает 60—80 м при двухсторонней выемке Длина столбов на металлических
рудниках находится в пределах 50—100 м, па марганцевых шахтах — 300—
750 м, на калийных рудниках — 1200—1500 м
В Никопольском бассейне около 85 % руды доставляют конвейерами КЛЗС
и Л-65, более 90 % руды погружают комбайнами МБЛ и погрузочными маши-
нами ППН-1с.
Рнс. VIII.25. Столбовая система с обрушением:
а — выемка лавами; б — выемка заходками; 1 — основной штрек; 2 — основной венти-
ляционный штрек: 3 — выемочные штреки; 4 — сбойки; S — индивидуальная крепь,
6 — щиты; 7 — комбайны
524
Вариант выемки лавами. Длина столба 300—800 м, ширина 50—80 м и бо-
лее при комбайновой отбойке и конвейерной доставке или 20—30 м при буро-
взрывной отбойке и скреперной доставке (в более крепких рудах).
При мягких рудах н неустойчивой кровле используют механизированные’
комплексы ОКП Между выемочными штреками п конце столба проходят вы-
работку, в которой монтируют комплекс. Отбивают руду полосами толщиной
0,63 м на лею мощность пласта.
Вариант с выемкой заходками применяется главным образом при слабой кро-
вле. Длина столба примерно такая же, как н при выемке лавами, ширина 40—
80 м при двухсторонней выемке и 20—40 м при односторонней. Ширина заходки
2,8—3,5 м.
В каждой панели очистные работы ведут в одном, двух или ipex соседних
столбах с опережением не менее 10—70 м.
В Никопольском бассейне руду с коэффициентом крепости 1—3 отбивают
комбайнами МБЛМ н МБЛД, а доставляют ленточными конвейерами. Внедряют
более производительные комбайны КЛАШ.
В Чиатурском бассейне применяется буровзрывная отбойка. Шпуры бурят
колонковыми электросверлами. Руду в вагоны погружают машинами ЭПМ-1.
Заходки крепят металлическими или деревянными рамами через 0,7—1 м
с затяжкой кровли и боков.
При мощности пласта менее 1,5 м подрывают породы почвы и оставляют их
в выработанном пространстве или выдают из шахты.
При комбайновой выемке производительность столба 6000—9000 т/мес,
производительность труда забойного рабочего — 17—20 т/смену. Объем под-
готовительно-нарезных работ 6—7 м на 1000 т. Расход металла при металли-
ческом креплении 0,3—0,5 кг/т Потери руды 10—12 %, разубоживание 2—7 %.
Особенности системы прн добыче калийных солей. Обрушение кровли калий-
ных пластов допустимо, если возникающие водоироводящве трещины не дости-
гают водоносного горизонта, для чего соотношение мощности водозащитной толщи
и выемочной мощности пласта должно быть не мсисе 40 • 1 в условиях Старо-
бпнекого месторождения (в ином случае применяют камерно-столбовую систему
разработки).
На рудниках комбината «Беларуськалий» длина столба составляет 1200—
1500 м, длина лавы 90—120 м, лавы спаренные. От выработок главного напра-
вления проходят панельный конвейерный штрек, а также конвейерные н венти-
ляционные штреки лав, разрезные выработки для монтажа забойного оборудова-
ния и разгружающие выработки для защиты вентиляционных штреков лав от
повышенного опорного давления. Выработки проходят с помощью комбайнов
ПК-8 или «Урал-IOKC», кровлю крепят винтовыми штангами. Ширина бортовых
штреков лавы 4,5 м, что достаточно для выхода комбайнов на штреки н исключает
надобность в разделке ниш по концам лавы при очистной пыемке.
Проветривают лаву за снег общешахтной депрессии.
Применяют как раздельную, так и валовую (вместе с (алитовым пропластком)
пыемку (табл VIII.4)
Таблица VIII.4
Показатели столбовой системы с обрушением па рудниках комбината
«Беларуськалий»
Показатели Радельная выемка Валовая выемка
Производительность лавы, т/мес 25 000 25 000
Производительность труда забойного рабочего, 55-65 75-85
т смену Потерн полезного компонента, % 15-20 30-35
1‘азубожипаиис руды, % 2,5-3,0 18-25
525
Рнс. VIII.26. Забой-лава при обособленной двухслоевой
выемке калийных пропластков (план):
1 — забой верхнего слоя; 2 — забой нижнего слоя; 3 —
конвейерный штрек; 4 — вентиляционный штрек: 5 —
крепь сопряжения 2М81Э; 6 — гидравлические стой-
ки ГСК; 7 — костры из круглого леса; S — передвиж-
ные эстакады. Крестиками показан пропласток камеи-
.8
/////SS/SS///''"''' "S'
^^ZZZzzzzzzzzzzzzJ
Рнс. VIII.27. Забой-лава при валовой выемке калийных пропластков — вариант с комплексом КМ-81 (план):
1 — конвейерный штрек, 2 — вентиляционный штрек; 3 — крепь 2М81Э; 4 — комбайн КШ-ЗМ; 5 — конвейер . КМ-81-02Б; б — крепь
сопряжения 2М81Э. 7 — гидростойкн ГСК 8 — промежуточный конвейер СП-63
Раздельно вынимают слои, если мощность каждого из них не .менее 0,8 м,
а галитового пропластка, служащего перекрытием, — не менее 0,5 м.
При двухслоевой выемке (рис. VIII 26) верхний слой отрабатывают с опере-
жением па 4,5—6 м; шаг обрушения непосредственной кровли 1,5—5 м. Верх-
ний и нижний забои имеют общие конвейерные н вентиляционные штреки. Ши-
рина призабойного пространства в обоих слоях 4,5 м. Для доставки руды из
забоев па панельный конвейерный штрек монтируют промежуточный скребковый
конвейер СП-63
Валовую выемку применяют при мощности енльвиннтовых слоев менее 0,8 м
или галитового пропластка менее 0,5 м. Выемочная мощность обычно 1,9—
2,2 м. Лаву подготавливают конвейерным и вентиляционным штреками
(рис. VIII.27). Примениют очистной комплекс КМ-81. Шаг обрушения непосред-
ственной кровли 1,5—4,0 м. Вынимают полосу руды шириной 0,63 м по одно-
сторонней схеме.
Земная поверхность оседает плавно, без нарушении сплошности
§ 159. Слоевое обрушение
Очистные работы ведут под защитой искусственной кровли, опускающейся
под давлением налегающих обрушенных пород по мерс выемки руды. Это дает
возможность отрабатывать неустойчивые руды.
В системе слоевого обрушения можно выделить две разновидности: с кре-
плением рамами или стойками; с гибким перекрытием
Варианты с креплением рамами или стойками Этаж разделяют на блоки.
Блок вынимают горизонтальными слоями, начиная с верхнего (рис. VIII 28).
Слон отрабатывают заходками, с креплением В отработанных заходках на ночве
укладывают настил. Затем крепь обрушают или извлекают. В результате над
рудой постепенно образуется мат — толща из обрушенной крепи и настилов
из вышележащих слоев Процесс разрушения или извлечения крепи, сопрово-
ждающийся опусканием мата, называется посадкой мата. При деревянной крепи
мат достаточной толщины (около 3 м) накапливается после погашения трех слоев
528
Посадку мата производят отдельно над каждыми одной-двумя эаходками
ио мере нх погашения, что резко снижает юркое давление па крепь оставшихся
эаходок.
Руду отбивают неглубокими шпурами, доставляют скреперными установками
небольшой мощности.
Слабые вмещающие и покрывающие породы обрушаются сами по мере вы-
емки руды и опускаются вслед за понижением уровня работ. В слепых залежах
с устойчивой кровлей часть пород обрушают принудительно, взрывая заряды
после выемки верхнего слоя руды.
Условия применения. Обычно отрабатывают неустойчивые руды.
Угол падения залежи любой. Мощность не менее 2—1,5 м при крутом падении
во избежание заклинивания мата в выемочном пространстве н не менее 4—5 м
при пологом падении. Контуры залежи могут быть неправильными Благоприят-
ствуют слоевому обрушению малая крепость руды, легко обрушающнеся породы
висячего бока, крутое падение залежи.
Прн рудной подготовке на каждый блок проходят по одному восстающему.
Восстающие чаще оборудуют в три отделения. По мере отработки слоев восста-
ющий погашают, а доступ в забой остается только снизу — с основного гори-
зонта
Комбинированная подготовка отличается тем, что проводят полевой откаточ-
ный штрек н полевые восстающие, которые используют для отвода загрязненного
воздуха на вентиляционный горизонт, а также для спуска крепи и сообщения.
Высота этажа 50—60 м при комбинированной подготовке и 30—40 м при
рудной
При скреперной доставке руды длина блока 30—50 м, ширина 12—30 м.
Очистная выемка. Руду нз эаходки на слоевой штрек доставляют
скреперной установкой мощностью 15—30 кВт, а по слоевому штреку к рудо-
спускному восстающему установкой большей мощности.
Заходкн крепят стоиками, реже рамами
Настил изготовляют нз прогонов длиной 4—5 м, па которые поперек укла-
дывают вакатник в два-три ряда при отработке трех верхних слоев, а по мере
понижения работ один ряд накатника или горбыля. В нижних слоях работы чаще
ведут без настила При наклонном и недостаточно крутом падении залежи в каж-
дом слое мат усиливают настилом около висячего бока.
Проветривание — местное.
Прн возгорающейся руде подготовка должна быть полевой — одно- или дву-
сторонней, в зависимости от мощности залежи.
Блок отрабатывают подэтажами из четырех-пяти слоев. Каждый подэтаж
соединяют подэтажным квершлагом с полевым восстающим. При повышении
температуры воздуха в забое на время приостанавливают добычные работы и за-
иливают обрушенное пространство Для этого прокладывают пульпопровод
по полевому восстающему и далее по подэтажному квершлагу, откуда его вы-
водят за бетонную перемычку, изолирующую обрушенное пространство Пульпу
нагнетают за перемычку до тех пор, пока на вышележащем этаже она не начнет
вытекать через контрольное отверстие в бетонной перемычке (объем поданной
пульпы составляет 15—25 % от объема извлечения руды). После того как темпе-
ратура воздуха в забое снизится до 20—25 °C начинают работы в очередном под-
этаже. .
Помимо общих правил, прн слоевом обрушении опережение работ в сосед-
них блоках не должно быть более двух слоев. В разных слоях блока опережение
по горизонтали должно быть ис менее 10 м во избежание работ под пустотой.
Во время посадки мата людям запрещается находиться в блоке.
Варианты с гибким перекрытием. В верхней части блока отрабатывают
с креплением монтажный слой и на почве его сооружают перекрытие для ниже-
лежащих слоев (рис. VII 1.29).
Испытаны следующие виды перекрытий:
из нескольких слоев металлической проволочной сетки с защитным деревян-
ным настилом.
щиты из бревен, связанных тросом;
стальные тросы с уложенным па них круглым лесом,
529
Рнс VIH.29. Слоевое обрушение — вариант с гибкам перекрытием и траншейной выем-
кой!
а — крепление монтажного слоя н гибкое перекрытие (/ — полосовое железо: 2 — про-
волочная сетка; 3 — стойки рам; 4 — рамы); б — выемка слоя (/ — взорванная руда)
крупная сетка из полосового железа с уложенной на нее проволочной сеткой,
железобетонный настил — старые трубы с проволочной сеткой, залитые
бетоном толщиной около 0,4 м.
Руду вынимают под защитой гибкого перекрытия чаще траншеями.
Междутраншсйиые целики взрывают шпурами. Затем вынимают руду дру-
гими траншеями в очередном слое.
Все конструкции перекрытий приемлемы лишь при отвесных или почти от-
весных стейках блока, что жестко ограничивает их применение.
Слоевое обрушение в ограниченных масштабах применяют в сложных горно-
технических условиях, включая мощные залежи неустойчивых руд. В условиях
мощных залежей руд средней крепости производительность блока составляет
1500—3000 т/мес, производительность труда забойного рабочего 8—15 т/смену,
расход крепежного леса 0,03—0,05 м:’/т, потери руды 2—5%, разубоживание
ГЛАВА 5
ВЫЕМКА ЦЕЛИКОВ
В целиках при малой н средней мощности залежей остается 15—40 % запаса
блока, а в мощных до 40—65 %.
Целики целесообразно отрабатывать вслед за камерами, так как их накапли-
вание влечет за собой декоицентрацию горных работ. Деформация целиков за-
трудняет их выемку.
Выемку целиков можно классифицировать по способу поддержания очи-
стного пространства (класса) и состоянию смежных камер к иачалу вы-
емки (табл. VII 1.5).
§ 160. Выемка целиков с обрушением руды
и вмещающих пород
Выемка целиков по условиям применения имеег те же ограничения, что и
системы разработки с массовым обрушением.
При открытых камерах целики вынимают этажным обрушением с отбойкой
скважинами. Обрушают сразу один или несколько соседних междукамерных
целиков и поддерживаемый имн участок междуэтажного целика. Выпускают
руду под обрушенными породами. Система разработки блока аналогична этаж-
ному принудительному обрушению с вертикальными компенсационными каме-
рами (разница лишь в объеме камер).
Основание вышележащего блока частично разбуривают штанговыми скважи-
нами из добычных выработок Диаметр и глубина скважпн могут быть увели-
чены.
В залежах средней мощности целики разбуривают штанговыми скважинами
из подэтажных ходков.
Таблица VIII.5
Классификация методов выемки целиков
Состояние камер
С обрушением руды и вмещающих
пород (с массовым обрушением)
С искусственным поддержанием
очистного пространства камерами
с закладкой
При открытых камерах
При камерах с эамагаэиннровапой
рудой
При обрушенных камерах
При камерах, заполненных тверде-
ющей закладкой
При камерах, заполненных сыпучей
закладкой
531
Минная отбойка в целиках как основной способ встречается редко. Сосредо-
точенные заряды размещают в карманах с последующей забутовкой В комби-
нации со взрывными скважинами минную отбойку применяют, когда в целиках
имеются выработки, удобные для заложения сосредоточенных зарядов.
Выпуск руды ведется гак же, как при системе этажного принудительного об-
рушения с компенсационными камерами.
Значительная часть (40—50 %) руды задерживается па лежачем боку блока.
При падении руда частично засоряется налегающими породами. Разубоживание
происходит также за счет пустых пород в выпускных выработках. Общие потери
и разубоживание обрушенной из целиков руды при угле падения залежи 60—70е
составляют 50—70 % или 30—40 % ио отношению к запасу блока.
Порядок обрушения целиков В первую очередь взрывают заряды в целиках,
расположенных между открытыми камерами Из оставшихся целиков (между-
этажного и крайнего, контактирующего с обрушением) в первую очередь целесо-
образно обрушить междукамериый целик. Междуэтажный целик в первую оче-
редь обрушают тогда, когда его запас относительно велик.
В отдельных случаях для защиты от попадания пустых пород нс обрушают
внешнюю кромку крайнего междукамерного целика.
Для предотвращения попадания пустых пород со стороны смежного отра-
ботанного блока выпуск руды ведут с отставанием крайних отверстий, чтобы
создать защитный барьер за счет неполного обрушения по высоте крайнего вер-
тикального целика
Обрушение за один прием четырех-пяти целиков целесообразно прн большой
текучести обрушенных пород, высокой прочности руды и отсутствии жестких
ограничений величины взрыва по сейсмическим условиям.
При менее устойчивой руде и уплотняющих породах за один прием лучше
обрушать одни-два целика
При замагазинированных камерах целики обрушают скважинами с замедле-
нием средних комплектов.
Магазииирование камер целесообразно прн неустойчивых боковых породах.
Выемка целиков при обрушенных камерах. Потолочины камер обрушают.
взорванную руду выпускают Когда пространство камер заполняется обрушен-
ными породами, приступают к отработке междукамерных целиков.
Потолочину обрушают скважинами нлн сосредоточенными зарядами, обычно
вместе с основанием вышележащего блока Для верхнего комплекта скважин
уменьшают л. и. с приблизительно в 1,5 раза, так как па междуэтажный целик
налегают обрушенные породы, в которые бесполезно переходит часть энергии
взрывной волны. Прн взрывании междуэтажного целика одним ярусом сосредо-
точенные заряды располагают от кровли камеры на расстоянии равном % тол-
щины целика.
По окончании выпуска погашают междукамерпые целики подэтажным или
этажным обрушением. В целиках обычной ширины (до 15 м) отбойку ведут
штанговыми скважинами. Потерн руды составляют около 30%.
Потери отбитой руды иа лежачем боку можно считать обратно пропорци-
ональными числу горизонтов выпуска в блоке.
Условия применения, недостаточно крутое падение залежи (45—70°); доста-
точная мощность залежн (20—60 м); склонная к слеживанию руда
Производительность труда забойных рабочих и интенсивность отработки
междукамерных целиков подэтажным обрушением приблизительно в 1,5 раза
ниже, чем при аналогичном варианте подэтажного обрушения блоков Потери
руды из потолочин 50—70 %, из междукамерных целиков около 30 %. Разубо-
живание руды составляет соответственно 25—35 % и 15 %.
§ 161. Выемка целиков при искусственном поддержании
очистного пространства закладкой камер
Камеры с твердеющей закладкой позволяют отрабатывать целики анало-
гично отработке камер при устойчивых породах Для отработки целиков приме-
няется система с подэтажной отбойкой. Глубина скважин 10—15 м, диаметр
70—100 мм Скважины пе добуривают до границ целика па 1 1,5 м Остав-
532
щаяся рудная корка разрушается при взрывании очередных вееров скважин.
Одновременно взрывают два-три веера скважин во избежание разрушения за-
кладочных массивов камер. Иногда применяют заряды с воздушными промежут-
ками, занимающими в сумме около 40 % длины скважины.
При необходимости сохранения земной поверхности выработанное простран-
ство целиков в последующем закладывают. В одних случаях применяют тверде-
ющую закладку, в других — гидравлическую, а твердеющим материалом запол-
няют лишь нижнюю часть выработанного пространства на высоту 6—10 м, чтобы
создать устойчивую кровлю для нижележащего этажа.
В пологих и наклонных залежах с устойчивой кровлей камеры и целики
отрабатывают иа полную мощность залежи системами камерно-столбовой, этажно-
камерной или с подэтажной отбойкой.
Выпускные выработки располагают в подстилающих породах, а если породы
неустойчивы, то в рудном теле с искусственным днищем
Во избежание разрушения искусственных целиков порядок отработки за-
пасов этажа должен быть таким, чтобы искусственный целик хотя бы по одну
сторону граничил с рудным массивом или с другим искусственным целиком,
успевшим затвердеть. В связи с этим в одновременной работе может находиться
не более одной четверти общего числа камер и целиков.
По А Л. Требукову и С. Г. Лейзеровичу требуемую прочность закладоч-
ного массива (Па) приближенно можно определить по эмпирической формуле
оСл> I04 И,
где II — глубина разработки, м.
Производительность труда при выемке целнков мало отличается от выемки
камер, а себестоимость возрастает за счет твердеющей закладки. Потери могут
быть снижены до 3—1 %. Разубоживание руды составляет 5—10 % за счет ча-
стичного разрушения закладочных массивов
Выемка целиков прн камерах, заполненных сыпучей закладкой.
Условия отработки целиков более благоприятны при уплотнившемся закла-
дочном материале и их ширине не менее 8—7 м
Обычно междукамерные целики и часть междуэтажного (слой руды на гори-
зонте откатки п слой под междукамерными целиками ниже горизонта откатки)
отрабатывают слоевым обрушением; остальную часть междуэтажного целика —
подэтажным обрушением.
Руду нз потолочин извлекают после отработки запасов верхнего этажа,
а на почве бывшего горизонта откатки уложен настил.
Подготовка междукамерпых целиков может быть рудной и полевой. По оси
целика нарезают слоевые орты. Руду извлекают двусторонними эаходками до
контактов с закладкой При хорошем состоянии целика применяют аккумулиру-
ющие орты, расположенные через 10—15 м по вертикали.
В отдельных случаях применяют вариант слоевого обрушения с искусствен-
ным перекрытием и траншейной выемкой.
При извлечении целиков слоевым обрушением потери и разубоживание
РУДЫ составляют 7—10 %.
Время отработки целиков в блоке в 3—4 раза превышает время отработки
камер.
Поэтому иногда применяют массовое обрушение целиков (планомерное или
п выборочном порядке), несмотря на увеличение потерь и разубоживания руды.
ГЛАВА 6
ОСОБЕННОСТИ ВЫБОРА СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ
На выбор системы разработки влияют постоянные, учитываемые в любых
^Учаях, и переменные факторы, которые выдвигаются как ограничения в не-
благоприятных случаях.
Постоянные факторы — устойчивость руды и вмещающих пород, мощность
и Угол падения рудного тела.
533
Переменные факторы — склонность руды к возгоранию, слеживанию, необ^
ходимость сохранения земной поверхности; наличие в рудном теле включений
пустых пород нлн забалансовых руд, характер контактов залежи; большая глу.1
бина разработки; отсутствие дешевых местных материалов для твердеющей aaJ
кладки, 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 имеют важное значение освоенность той
или иной техники н технологии горных работ.
§ 162. Системы разработки,
приемлемые по постоянным факторам
Устойчивость руды и вмещающих пород.
Устойчивая руда и устойчивые вмещающие породы. При этом технически при-,
смлемы псе системы разработки, кроме этажного самообрушеиня и столбовой
системы с обрушением (при системах с обрушением руды и вмещающих пород।
или только вмещающих пород должна искусственно создаваться предохрани-]
тельная нороднан подушка).
Устойчивая руда и неустойчивые вмещающие породы Системы с естественным
поддержанием очистного пространства применимы лишь в мощных и средней!
мощности залежах при условии оставления предохранительной рудной корки]
около слабых боковых пород. I
Независимо от мощности залежи при средней устойчивости вмещающих'
пород, которые могут поддерживаться замагазнпированной рудой, применима
система с отбойкой из магазинов, а также этажно-камерная и система с под-я
этажной отбойкой при условии магазинироваиия руды. |
Все остальные системы, кроме этажною самообрушеиня, применимы без
ограничений. 1
Неустойчивая руда при любой устойчивости вмещающих пород. Могут при-
меняться системы с обрушением руды и вмещающих пород в вариантах, прсд-j
назначенных для неустойчивых руд, системы с креплением и последующим обруч
шением вмещающих пород; нисходящая слоеван выемка с твердеющей заклад!
кой системы с креплением |
Мощность и угол падения залежей. 1
При крутом падении приемлемы системы этажно-камерная — при большой
н средней мощности; с подэтажной отбойкой — при любой мощности, с отбойкой
из магазинов — при выемочной мощности не менее 1—1,3 м во избежание заклн4
нивания руды, с простой распорной крепью — при мощности 0,6—6 м; система
этажного самообрушеиня и этажного принудительного обрушения — в мощных]
залежах, подэтажное обрушение — при мощности не менее 3—2 м; системы
разработки горизонтальными и наклонными слоями с закладкой, нисходящая
слоевая выемка с твердеющей закладкой — при любой мощности, система раз-
работки тонких жил с раздельной выемкой — при мощности не более 0,3—0,4 м
(по экономическим соображениям); системы с креплением — при любой моШ;
иости; слоевое обрушение — при мощности не менее 2—1,5 м. ।
При пологом и наклонном падении приемлемы системы: сплошная и камерно-
столбовая — п основном прн средней и малой мощности, этажио-камериая, с под-
этажной отбойкой, с отбойкой из магазинов, этажное принудительное обруше-
ние— в мощных залежах; система разработки горизонтальными слоями с за-
кладкой, нисходящая слоепая выемка с твердеющей закладкой, система со стан;
ковой крепью и крепежными рамами, слоевое обрушение — при большой и сред-
ней мощности, все системы с однослойной выемкой — п маломощных залежах;
этажное самообрушенис — в мощных залежах.
§ 163. Ограничения в применении систем
по переменным факторам
Склонность руды к возгоранию Из систем с естественным поддержанием
очистного пространства ограничивается применение вариантов с магазннирова-
нием при высокой возгораемости руды
534
Системы с обрушением руды н вмещающих пород применимы п виде исклю-
чения (кроме этажного самообрушения) при малой возгораемости руды и обяза-
тельном профилактическом заилиВании обрушенного пространства
Слоевое обрушение неприемлемо, за исключением отдельных случае» при
,чалО1< возгораемости руды и профилактическом заиливании
Системы с закладкой и с креплением применимы только при условии полной
н плотной закладки инертным материалом.
Склонность руды к слеживанию исключает системы с магазиннрованнем
п\ды, этажного обрушения, а также выемку целиков массовым обрушением.
При подэтажном обрушении ограничиваются высота подэтажа и размер обруша-
емой секции Слсживаемость руды может исключить отбойку в зажиме
Необходимость сохранения поверхности исключает все системы (и методы
выемки целиков) с обрушением вмещающих пород, а прн остальных требует по-
стоянных целиков увеличенных размеров или полной и плотной закладки. При
большой глубине разработки и малой мощности залежей пологого и «наклонного
падения допускается обрушение, если отношение глубины залегания к мощности
залежи превышает определенный предел, допустимый для сохранения сплошно-
сти водонепроницаемости толщи и т. д.
Большая глубина разработки Для залежей небольших размеров, при кото-
рых опорное давление передается окружающему массиву, в основном применимы
такие же системы, как и на меньших глубинах, но прн соответствующем умень-
шении камер, увеличении целиков и т. п.
Для .месторождений значительных размеров иа глубинах 1 — 1,5 км исклю-
чается или жестко ограничивается примсисиие систем разработки, предусматри-
вающих выемку камер.
Для мощных и средней мощности месторождений исключаются все системы
с естественным поддержанием очистного пространства. Из систем с обрушением
руды и вмещающих пород приемлемы только варианты со сплошной выемкой.
Из класса систем с искусственным поддержанием очистного пространства при-
менимы лишь системы с твердеющей закладкой; система горизонтальных слоев
с закладкой — при достаточно устойчивой руде.
К месторождениям значительных размеров на глубинах более 1,5 км отно-
сятся все перечисленные ограничения и добавляются новые. Системы с естествен-
ным поддержанием очистного пространства исключаются, а системы с обрушением
руды и вмещающих пород возможны лишь в отдельных случаях при крутом па-
дении залежей.
Система разработки горизонтальными слоями с закладкой, при которой
люди работают под обнаженной кровлей, как правило, неприемлема. Нисходя-
щая слоевая выемка с твердеющей закладкой возможна лишь в вариантах с армн-
ровкой.
Вопрос глубины разработки требует комплексных исследований характера
поведения руд и пород на больших глубинах по каждому конкретному место-
рождению
Характер контактов рудного тела влияет тем существеннее, чем меньше
мощность залежн. Неправильные контакты неблагоприятны для отбойки руды
из магазинов и для выемки ее наклонными слоями с закладкой. В тонких жнлах
Неправильные контакты исключают раздельную выемку.
Наличие глин и песков в покрывающих породах. По фактору образования
"'•ывунов наиболее опасны глины, а также пески со значительной прнмесыо
глкны. Осушить нх полностью практически невозможно.
Наиболее жесткие ограничения относятся к крутым залежам, отрабатыва-
*MbiM системами с обрушением налегающих пород.
Наличие в рудном теле включений пустых пород и забалансовых руд. Цслссо
^Разность применения высокопроизводительных систем разработки можно опре-
делить экономическим сравнением с обеспечивающими раздельную выс.мку более
Р.'доемкнмн системами но условиям максимального дохода (VIIГ 3).
Отсутствие дешевых местных материалов для твердеющей закладки влияет
а выбор системы разработки, когда применение твердеющей закладки не яв-
' "ется единственным технически приемлемым решением.
535
Обособленное залегание и небольшие размеры рудных тел по простираний
и падению. При небольшом запасе блока могут стать невыгодными варианты
систем с использованием самоходного оборудования
Ценность руды. Выбор систем обосновывается экономическим сравнением.
§ 164. Порядок отбора технически приемлемых систем
Первая стадия — постепенное исключение неприемлемых систем разработки
в результате последовательного рассмотрения постоянных и переменных фактор
ров в определенном порядке Прн рассмотрении каждого из факторов последуй
ющие факторы еще не принимаюгся по внимание Системы разработки, оказав!
шиеся неприемлемыми по какому-то фактору, исключаются из дальнейшего рас-
смотрения. _. |
Вторая стадия — из числа оставшихся систем в пределах каждого класса
выбираются заведомо лучшие i
В результате отбора остаются обычно две-три системы разрабогки.
С экономической точки зрения все системы разработки могут быть разделены)
па две основные категории относительно дешевые, дающие в известных условиях
повышенные потери руды; сравнительно дорогие, обеспечивающие малые потере
руды.
Когда суммарные преимущества той или иной системы недостаточно ясны,
выбор системы определяется экономическим Сравнением.
Более сложный случаи — разработка мощных залежей с устойчивыми поро-
дами, в которых возможно применение камерной системы разработки с оставле-
нием временных целнков, которые могут отрабатываться многими вариантами.
В этом случае системы целесообразно сравнить по величинам дохода (VIН 3)
н аатрат (VIII 1). j
Прн непостоянных горно-геологических условиях применение какой-либо
одной системы разработки во всем шахтном поле часто бывает невозможным или
нецелесообразным В таких случаях необходимо выделить на месторождении
более или менее однотипные по горно-геологическим условиям участки, каждый
нз которых может быть отработан какой-либо одной системой. Критериями вы|
деления участков могут быть устойчивость руды, мощность залежей, угол падения
залежей, ценность руды и т и , причем в определенных сочетаниях. <
Для каждою участка выбирают систему разработки отдельно Взаимосвязи
определяется наличием пограничных блоков, а также тем, что желательно по
возможности иметь однотипные методы работы, чтобы обеспечить более высокую
квалификацию н взаимозаменяемость трудящихся, более полное использование
оборудования н т. п. Поэтому в виде исключения для относительно небольшого
участка месторождения может быть принята система разработки, близкая по]
технологии и механизации производственных процессов к системам разработки
основной части месторождения, даже если она и не является паплучшен дчя
горно-геологичсских условий именно данного участка
ГЛАВА 7
ДОСТАВКА РУДЫ
Разновидности доставки руды
I. Самотечная:
ио очистному пространству;
по рудоспускам.
II. Механизированная
самоходным оборудованием;
конвейерами и питателями;
скреперами
III Взрывная.
IV. Гидравлическая (вспомогательный вид).
536
Руду доставляют в рудоспуски (рис. VJII.30), непосредственно в вагоны
электровозной откатки, к шахтному стволу, а в отдельных случаях непосред-
ственно па земную поверхность (совмещение доставки, транспорта и подъема).
§ 165. Вторичное дробление руды и ликвидация заторов
Процессы выпуска и доставки руды связаны с дроблением негабаритов
(табл. VIII 6) — вторичным по счету дроблением руды, если рассматривать тех-
нологию добычи в целом
Вторичное дробление взрывным способом производят в очистном простран-
стве, в выработках для выпуска и доставки руды и в специальных выработках
Дли вторичного дробления.
Крупные куски дробят накладными зарядами илн зарядами, помещаемыми
н пробуренные (около 10 см) шпуры.
При использовании плоских кумулятивных зарядов массой 25—400 г удель-
чый расход ВВ на вторичное дробление уменьшается.
Заторы в горловинах выпускных выработок ликвидируют фугасными заря-
дами, установленными на шестах
Для ликвидации высоких зависаний руды созданы гранатометы ДРС
1табл. VIII 7) Управление выстрелом дистанционное, подготовка и проведение
"Ьгстрела занимают 15—20 мин. Взрыватель инерционный, имеется самоликви-
*JjJT°P Для уничтожения гранаты в случае непопадания в цель Кучность боя
обеспечивает попадание в цель размером 2x3 м с дистанции 75 м. Удельный
Расход ВВ в гранатах ДРС составляет 0,6—2 кг/м®.
На Зыряновском комбинате внедрен способ ликвидации заторов из мелкой
1’УДы с помощью пневмоимпульсных устройств ПУ (рис. VIII.31).
Сжатый воздух при срабатывании устройства вытекает через сопло со ско-
Р°('тыо, близкой к звуковой и перемещает сыпучий материал.
537
Характерные показатели вторичного дробления руды при скважной отбойке на некоторых предприятиях
Предприятие ; залежи, Коэффициент крепости руды, тре- щиноватость ность руды, т/м’ Диаметр скважин, Удель- ный рас- ход в В па отбой- кондици- онного куска, мм Выход пегаба- % по мае- Удель- ный рас- ход В В н а ото - дробле- ние. г/т
Абаканский рудник 30-70 10—14 3,5 100-110 600-650 1000 8-10 so
Рудник «Таштагол» 70 12—14, густая 3,5 100-110 600-700 1000 3—4 80
Рудник «Шерегеш» 20-120 12—15, густая 3,5 100-110 600-700 1000 3-6 90
Лепнпогорскнй рудник 10-25 14—16, небольшая 2,8 150 700 400 15 140
Тырныаузский рудник 20-100 16—20, небольшая 2,85 100-150 500-600 900 8-10 130-160
Рнддерский рудник 8-20 12-16 2,8 150 600-700 400 12 200
Алтын-Топкаискнй рудник 15-40 14 3,3 100 600 800 6 200
Шахта «Магнетитовая» Высоко- горского рудоуправления 40—100 6—12, небольшая 3,7 100 350 1000 5 250
Зыряновский комбинат 15-30 12—15, небольшая 2,8 150 600-700 400X600 15 200
3-15 12—16, небольшая 2,0 70 500-600 400X600 10 200
Шахта «Комсомольская», Кри- ворожский бассейн 10-40 10—12, небольшая - 100 500 400 15 150
Шахта «Южная» Гороблагодат- ского рудоуправления 20-40 10—14 3,7 100 600 800 8 100
Шахта им. Губкина, КМА 500 16-19 3,4 100 400 800 5-10 40
Белоусовский рудник, Иртыш- ский комбинат 2—10 12-14 3,8 70 450 400 7 100
Таблица V1H.7
Характеристика гранатометов
Показатели ДРС-130 ДРС-1С0 ДРС-200
—
Масса гранаты, кг 'Масса ВВ боевой головки, кг 3,6 5.4 15,6
1.4 250 3,0 5,5
Максимальная дальность полета гра- наты, м Максимальный объем разрушаемого заклиненного куска породы, м3 160 300
1,5 2.6 4,0
ПУ устанавливают в нишах под выпускными выработками Прн включении
ПУ выбрасывают из ниши часть руды, на которую опирается затор.
Заторы слабых руд могут быть ликвидированы с помощью вибропобуднтелей
(коротких вибрационных питателей).
§ 166. Самотечная доставка руды
Самотечная доставка по очистному пространству применяется при уклонах
Почвы 45—55°, а в случае заполнения пространства обрушенной массой — 65—
80° (большие углы относятся к влажной руде, включающей тонкоизмельчеииый
Материал). В залежах с меньшим углом падения увеличивают наклон стенки со
бороны лежачего бока или нарезают дополнительные выпускные отверстия.
Самотечная доставка руды по рудоспускам. Рудоспуски проходят в руде
ияи боковых породах с углом наклона не менее 55—60°. В верхней части допу-
скается уклон 45—50° при условии, если он никогда не заполняется рудой.
г Для кусков размером 400 мм диаметр рудоспуска должен быть ие менее
м, для кусков 800—1000 мм — не меиее 3 м В восстающих для спуска руды
Орудуют специальные отделения размером 0,9X 1,4 м. При системах с заклад-
к°й мелкую руду часто спускают по стальным трубам диаметром 500—800 мм.
539
§ 167. Выработки для выпуска 1
и вторичного дробления руды I
Траншеи Одна траншея заменяет один или лпа продольных ряда воронок
(рис VIII.32). К основанию траншеи проходят выпускные выработки, которые
при устойчивой руде могут быть увеличены (до 3,5—4 м) по длине траншеи
При наклонном рудном днище почва траншеи может быть расположена на
уровне горизонта механизированной доставки или транспорта руды
Траншеи позволяют снизить затраты иа выемку руды нз нижней части ка-
меры (блока) в 1,5—2 раза, а но камере в целом на 10—15 % и более; сократить
продолжительность нарезных работ л блоке в 2—3 раза, уменьшить запас руды
в целике основания блока
Траншеи применяют преимущественно в залежах мощных и средней мощ.
ности с устойчивыми рудами
Воронки (рис VIII 33) целесообразно применять при малой мощности за-
лежей или неустойчивых рудах
Угол наклона откосов воронки 45—80°, диаметр 6—10 м, реже 3,5—5 или
11-18 м
Выпускные выработки (дучки) при неустойчивой руде и большом горном да-
влении проходят минимальным сечением, иногда закрепляют бетоном вместе
с поставочной выработкой По конструкции различаются в основном наличием
или отсутствием ниши.
Выпускные выработки имеют квадратное или круглое сечение размером
1,5—2,5 м. При устойчивой руде, скреперной доставке и траншейной подсечке
их ширину увеличивают до 3—3,5 м с целью снижения частоты зависаний
Выработки для вторичного дробления руды — камеры грохочения, оборудо-
ванные грохотами, иа которые руда нз очистного пространства поступает само!
теком. Грохоты устанавливают или в нишах, или прямо в орте (штреке) Камеры
грохочения, соединенные ортами или штреками, образуют горизонт грохочения.-
Во избежание несчастных случаев работы одновременно ведут только на одном|
грохоте.
Рис. VIII.32 Образование траншей для выпуска руды из траншейного орта
Рис. VIII 33. Образование траншеи
для выпуска руды из дополнитель-
ного орта;
1,2 — скреперный или конвейер-
ный орт; 3 — коитуры’отбойкн сква-
жинами 4 н частичного самообруше-
ния бортов
Камеры грохочения бывают одно- нли двусторонние, расположенные через
8—10 м. Ширина камер 2,5—3 м, высота 1,8—2,5 м, длина 3—5 м. Грохоты —
колосниковые из рельсов или труб с деревянным сердечником.
Иногда камеры грохочения длиной 10—12 м оборудуют над рудоспусками,
из которых руду вибропитателямн грузят в вагоны (рис. VI 11.34).
§ 168. Погрузка и доставка руды
самоходным оборудованием
На погрузке и доставке руды используют как безрельсовое, так и рельсовое
оборудование. Безрельсовое оборудование принято называть самоходным. В прак-
тике нашлн применение следующие машины илн комплексы: погрузочио-доста-
вочиые машины; погрузочные (нли погрузочно-доставочные, используемые как
погрузчики) машины в комплексе с автосамосвалами; экскаваторы в комплексе
641
Таблица VIH.8
Технические данные пневмоколесных погрузчиков (США)
Основные параметры Фирма, модель
«Вагнера «Катерпиллер»
1’/. 2’Л 922 966В | 980
Емкость ковша, м3 Мощность дизеля, кВт Скорость передвижения, км/ч Размеры, мм: длина ширина высота в транспортном положе- нии высота погрузки Масса, т 1,3-2,3 84,5— 105 40 8500 2400 2150 250 И,7 2,3-3,8 125-160 40 9300 2400 2250 3000 15,1 1-2 59 32,8 2040 8,3 2-4 НО 46,5 2160 15,5 3-3,8 191 46 2235 20
с автосамосвалами, а также бульдозерами или легкими погрузочно-доставочиымн
машинами для зачистки дорог и почвы очистных камер; бульдозеры; самоходные
скреперные погрузчики, самоходные вагоны.
Самоходное оборудование применяют в случаях
отработки пологих и наклонных залежей с естественным поддержанием
очистного пространства;
самотечного выпуска руды нз очистного пространства дойного или торцо-
вого;
отработки блока горизонтальными или слабонаклонными слоями.
Самоходные машины выпускают на пневмошиииом и реже на гусеничном
ходу, с дизельным, электрическим или пневматическим приводом.
Прн работе дизельных машин кроме обычного количества воздуха для про-
ветривания требуется подавать дополнительное количество в зависимости от мощ-
ности дизельного двигателя. Контроль рудничной атмосферы обязателен каждые
сутки, а лабораторный анализ выхлопных газов от каждой машины производится
через день.
Ковшовые пневмоколесныс погрузчики (табл. VHI.8) применяются иа по-
грузке автосамосвалов, а также иа погрузке и доставке руды в ковше на сравни-
тельно небольшие расстояния (до 200 м). Имея значительную массу и мощность
они обеспечивают хорошее внедрение и заполнение ковша даже крупнокусковой
абразивной рудой Производительность машины на погрузке при емкости ковша
2—3 м3 достигает 1200—1800 т/смену.
Эти же погрузчики применяют для зачистки и профилирования почвы вы-
работок и подземных дорог.
Погрузочные машины с загребающими рычагами среднего класса массой 18—
22 т имеют установленную мощность электродвигателей 80—90 кВт (ПНБ-3
и 18-НР фирмы «Джой»), машины тяжелого класса массой 27—30 т — Й0 кВт
(ПНБ-4 и 19НР-2 фирмы «Джой»).
Для машин среднего класса необходимы выработки сечением не менее
4 X 3 м.
Машины тяжелого класса используются для погрузки руды в очистном про-
странстве пологих залежей прн крупности руды до 600—800 мм. Производитель-
ность машины при погрузке в автосамосвалы 400^-1500 т/смсну.
542
Таблица VIII 9
Погрузочно-доставочные ковшовые машины (ОСТ.24.087.01—73)
1нп машины
Параметры ПД-2 ПД-3 ПД-5 ПД-8 ПД-12
Грузоподъемность, т Минимальный объем ковша, М3. | 2 3 6 8 12
основного 1 1.5 2,5 4 6
сменного Максимальные габариты, м: 0,8 1 2 3, 4, 5 4,’5, 8
длина !> 7,3 7,5 9 10
ширина 1,32 1.7 2,12 1.9 2,24 2,5 2,8
высота 2,12 2,5 2,65
Наибольшая высота разгруз- ки ковша, м 1.2 1,6 1,8 2,2 1
Радиус поворота по наруж- ному габариту, м 3 4,75 5,5 7,5 8
Минимальный дорожный просвет, м Привод 0,2 0,25 0,25 0,35 0,4
Дизель- ный Дизель-электри- ческнй Электрический
Максимальная установлен- ная мощность для машин с дизельным приводом, кВт 66 96 ПО 147 220
Максимальная масса, т 5 10 16 22,4 28
Сеченне выработок, м* 5-7 7-9 9-12 12-14 Свыше 14
Рекомендуемая длина до- ставки (до), м 60 100 150 200 300
Заводы-нзготовители Донецкий машиностроительный завод имени Ленинского комсомола Украины;
Воронежский завод горно-обогатительного обо- рудования
Машины с загребающими рычагами целесообразно применять при мягкой
руде и на подготовительных работах.
Погрузочно-доставочные машины (табл VIII 9, VIII 10, VIII.11).
Ковшовые погрузочно-доставочные машины (ПДМ) перевозят породу в ков не
на весу, при необходимости они могут погружать ее в автосамосвалы.
Ковшовые ПДМ бывают легкие — с полезной емкостью ковша до 2—3 т,
средние (4—6 т) и тяжелые — 7—8 т и больше
Для машин с ковшом емкостью от 1 до 5,6 м3 .минимальная ширина доставеч-
ной выработки составляет соответственно от 2,4 до 4,9 м, а высота от 2,4 до
При зачерпывании руды с почвы выработки ковш движется под действием
напорного усилия машины, для увеличения которого на некоторых рудниках
пиши для работы машин проходят с уклоном вниз около 10°.
Почву постоянных мест погрузки руды (например, заездов прн донном вы-
пуске) целесообразно покрывать бетоном или железобетоном.
Машины с ковшом емкостью более 3 м3 хороню работают при крупнокуско-
вой абразивной руде и транспортировании на расстояние до 150—400 м Ма-
шины с ковшом 4—7 м3 эффективно применяются при транспортировании на
расстояние до 500—1000 м.
543
Таблица Vlll 1q
Погрузочно-трансйортные ковшово-бункерные машины
(ОСТ.24.087.01—73) на пневмоколесном ходу
Параметры Тип машины
ПТ-2,5 ПТ-4 ПТ-6 ПТ-10 ПТ-16
Грузоподъемность, т 2,5 4 6 10 16
Минимальный объем кузова, 1 1,5 2.5 4 6
Минимальный объем ковша, м® Максимальные габариты, м 0,12 0,2 0.5 1 1,5
длина 3,15 3,35 4,75 8.5 и,а
ширина 1,4 1,8 2,12 2,36 2,5 2,8
высота (по кабине) 2,12 2,12 2,5 3,25 2,65
Наибольшая высота машины при погрузке и разгрузке, м 2,12 2,24 2,8 3,55
Радиус поворота по наруж- ному габариту, м 3,5 4 5,6 8 10
Минимальный дорожный просвет, м Привод 0,2 0,2 0,23 0,35 0.4
Дизель- ный Дизель-эл ектри- ческий, пневма- тический Электрический
Максимальная установлен- ная мощность для машин с дизельным приводом, кВт 44 67 96 147 220
Максимальная масса, т 5 7,1 10 16 25
Сечение выработок, м® 5-7 7-9 9-12 12-14 Свыше 14
Рекомендуемая длина до- ставки, м 60-150 100-230 150-320 200-450 300-600
При больших расстояниях доставки эти машины, имеющие высоту погрузки
до 3900 мм, применяют в комплексе с автосамосваламн грузоподъемностью 15—
40 т Производительность машины с ковшом 3,9 м® в комплексе с двумя авто-
самосваламн грузоподъемностью по 25 т составляет более 800 т/смену прн транс-
портировании иа 1 км. На загрузку автомашины ПДМ с ковшом 4 м® затрачи-
вают 2,5—3 мин, а при ковше 2 м® — 6—7 мин.
ПДМ с ковшом до 3—4 м® используют также на вспомогательных работах
по зачистке почвы камер, прокладке и очистке дорог, сгребании горной массы
в навал.
Для снижения (примерно в 2 раза) износа на покрышки надевают цепи.
Большое усилие внедрения ковша ПДМ позволяет машине ликвидировать
часть зависаний руды без взрывных работ. Негабаритные куски доставляют
в свободную выработку для взрывания в междусменный перерыв.
Эксплуатационная производительность (т/смеиу) ковшовых ПДМ
(по В. Ф. Абрамову и Е. И. Миронову)
р______________60Т ________
। 25 -I- 0,02<7<аав , ’
«ср (В \1.5 + 'р
(VI 11.32)
544
18 п/р
Техническая характеристика погрузочио-доставочных машин
Модель Разработчик я i 1 S * X О S & 1 1 8 = 5 “ Is Приаод ! | £
Ковшовые
СТ-1 «Вагнер», США 0,76 1,4 8,85 Дизельный I 1 57
СТ-2А То же 1,52 — 6,9 , 1 57
СТ-4А » 3,0 — 16,1 107
СТ-5А «Вагнер», ФРГ 3,8 — 18,2 143
СТ-8А «Вагнер», США 5,6 — 25,7 184
ГСТ-11 «Гутенхофнунгс- хютте», ФРГ 8,5 25,0 165
«Эймко 916» «Эймко», США 4,5 — 19,0 144
Ml «Вабко», США 2,3 — 13,0 92
450м То же 4,6 — 27,0 191
Л-110 «Шопф», ФРГ 4,0 — 16,3 96
ЛК-1 «Фадрома», ПНР 2,0 — 10,9 85
ЛК-2 2 То же 4,2 20,0 142
Таблица VIII И
18 — — 6550 1220 1293 — —
21 2185 4980 5265 1875 1600 15 350
33 2800 5900 8235 2440 1600 15 600
37 2845 6175 8015 2440 1620 15 800
33 2960 6300 9703 2440 1830 15 —
35 3530 6900 10425 3280 1940 15 —
40 2820 6170 8660 2440 2005 16
37 — 6760 7150 *2$60 1850 15 600
30 — 8090 8850 3050 2290 18 1050
30 — 8000 7680 2388 1372 — —
38 2100 4550 8750 2200 1650 12 —
39 — — — — — — —
Продолжение табл VIII 11
Модель Разработчик Э 8 f i Привод 1 i i й Радиус по- ворота» мм Размеры, мм 2* И ii gs ||| IИ
1 1 3 В I
Бункерные
МПДН-1 НИПИГормаш, СССР 0,15 1.5 3,6 Пневмати- ческий 45,5 4,8 — — 3000 1680 1900 8 —
1ПДН-2 НИПИГормаш, СССР 0,25 1.8 4,6 То же 33 5 - - 3320 1600 2400 8 -
Т2Ж «Атлас Копко», Швеция 0,12 0,73 2,0 » 12,5 5,4 - 2350 2500 1460 2130 8 35 *
Т4Ж То же 0,3 1.8 4,65 19,8 4,2 — 5000 3350 1875 2555 5 300*
«Каво 310» в 0,13 1,0 2,7 » 12,5 5,0 — 2350 2850 1770 2120 7 200 *
ПДН-ЗД НИПИГормаш, СССР 1,5 6,0 21,0 Дизельный 158 20 — — 7700 2700 3200 5 319
С С 0 D м ещен и ы м ковшом- бункером
ТЛ-110 1 «Джой», США 1 1,73 1 9,6 1 21,6 1 Дизельный 1 162 I 30 I 7980 1 8840 1 79801 35001 44701 16 1 900
*) Доставка на расстояние 100 м.
(VI11.33)
где ТСм — продолжительность смены, ч; q — грузоподъемность ПДМ, т; kt —
коэффициент использовании машины во времени — приблизительно 0,7 или бо-
лее; kt = 0,9—0,95 — коэффициент снижения производительности из-за выборки
п доставки в неработающий забой негабаритных кусков; L — расстояние до-
ставки, м; иср— средняя скорость движения, м/мин; --------соотношение шн-
dep
рины ковша и среднего диаметра кусков руды; /эав — время па ликвидацию од-
ного зависания (около 15 мни); /р — время разгрузки ковша с учетом маневров
у рудоспуска (около 0,5 мин).
Бункерные ПДМ легкого типа используются в выработках небольшой ши-
рины или высоты, в частности прн послойной выемке, на проходке подэтажных
выработок и т. п
Производительность (т/смепу) ковшово-бунксриых машин (по О. Л. Байко-
пурову, А. Т. Филимонову, С. Г. Калошину)
р 60Г см<7^х^а
2L ьь/ V“!{*
"ср
где Тем — продолжительность смены, ч; q — грузоподъемность машины, т;
ki~ 0,б-е-0,7— коэффициент использования машины во времени; Л2=0,84-
-=-1,0 — средний коэффициент использования грузоподъемности; L — расстоя-
ние доставки, м; иср — средняя скорость движения, м/мип; /г3= 1,25-s-
— 1,35 — коэффициент, учитывающий маневры прн погрузке; tK = 0,14-0,2 —
время одного цикла заполнения и разгрузки ковша в бункер; Йо. Ун — соот-
ветственно емкость бункера и ковша, м” = 0,754- 1,0— коэффициент запол-
нения бункера; Л6 = 0,84-1,25 — коэффициент заполнения ковша; tv = 14-3 —
время разгрузки бункера, мин.
Экскаваторы применяют с ковшом емкостью 1—2 м3 в комплексе с автосамо-
сваламн (табл. VIII 12) и бульдозерами
Электрические экскаваторы ЭП-1А с ковшом емкостью 1 м1, изготовляемые
Костромским экскаваторным заводом, могут использоваться в выработках высо-
той не меиее б м. На рудниках Джезказганского комбината прн коэффициенте
крепости руды 12—14 производительность экскаватора достигает 700 т/смену.
Применять экскаваторы целесообразно в камерах с широким фронтом работ,
где не требуются большие перегоны.
Техническая производительность (т/ч) экскаватора
Р, (VIII.34)
/ц«р
где Ук — емкость ковша, м3; kH = 0,54- 1,3 — коэффициент наполиення ковша:
у—плотность руды в массиве, т/м3; /ц — время цикла разгрузки ковша (15—
19 с прн повороте экскаватора на 90° и 25—35 с при повороте на 180°); Лр —
коэффициент разрыхления руды.
Время загрузки (мин) экскаватором автосамосвала (по Н. В. Тихонову)
f ____ У/VIII “W
tn~ 60УкЛ4 ’ (VI11.35)
где Vc — емкость кузова автосамосвала, м3; kt = 1,15 — коэффициент, учитыва-
ющий время на отбор негабарита; 7^= 1,1 — коэффициент, учитывающий ма-
невры автосамосвала в забое; kt — 1,1 — коэффициент, учитывающий время
технического обслуживания.
Автосамосвалы как основной вид транспорта применяют прн доставке па
расстояние 300—1000 м и более.
Используются специализированные автосамосвалы с шарнирным соедине-
нием кузова грузоподъемностью до 40—50 т. Прн добыче сравнительно мягких
руд (гипса, соли и т. п.) применяют автомашины, оборудованные газоочисткой.
Самоходные вагоны (табл. VIII 13) имеют длинный бункер емкостью 2,5—
Ю м3, оборудованный донным скребковым конвейером.
18* 547
Таблица VIII 12
00 Техническая характеристика некоторых автосамосвалов для подземных рудников
автосамо- Фирма, завод* изготовитель Страна S’. 55 С 8 h Ik §0? х" л- Минималь- ный радиус поворота, мм Размеры, мм °? i£. *S_-
Винй’ длина рииа сота
с опрокидным кузовом
МоАЗ-6401 Могилевский авто- завод СССР 11 20 18 158 40 3500 7500 8300 2850 2680 4380 -
461НБ25 АНФ Франция 13 25 17,5 140 41 3350 7350 8500 3200 2230 4820 —
<Блоу Нокс» Франция 14 25 140
вкзоом <Блоу Нокс» Франция 24 До 40 26 221 36 — — 9730 4100 — 5900 —
К-125 («Ки- рупа-Трак») «Майнинг Транс- портейшн» Швеция 7,14 21 14 92 36 2900 6850 7420 3025 2550 4650 14,5
К-500 То же Швеция 18 40 — 368 36 3650 8175 8785 3040 2490 5650 14,5
25ДМ «Джой» США 14 25 25 132 180 25 3000 6820 8610 3200 2420 -
Со с д в и г а ю шнмся кузовом
14Д2 «Джой» США 7,2 15 14 107 20 2100 6100 8720 2800 1760 — —
20Д2 «Джой» США П.2 22 20,5 143 19 3300 8150 9 870 3200 2200 — —
МТТ-420 «Вагнер» США 12,5 20 17 143 38,5 3350 7120 9 040 3070 2100 — 29
МТТ-435 «Вагнер» США 17,0 35 26,7 213 46,5 3650 8200 10 250 4100 2540 23
Техническая характеристика самоходных вагонов
Таблица VIII.13
Показатели Тип вагона
4ВС-10РВ 5BC-1S 10 С-2Е (фирма «ДжоЯ>)
Грузоподъемность, т 10 15 10
Емкость кузова, м1 Наибольшая скорость передвижения на горизонтальном участке пути, км/ч: 7,5 п.о 9,9
с грузом 7,0 7,5 6,5
без груза 8,0 7,0 7,1
Емкость кабельного барабана, м 250 212 150
Высота разгрузки, мм 400-1400 430—1400 400—1270
Радиус поворота по наружному га- бариту, мм Дорожный просвет, мм 7800 7700 6211
270 300 240
Колея, мм Габариты, мм: 1969 2083 2140
длина 7700 8200 7400
ширина 2360 2500 2440
высота 1450 1650 1245
Масса, т 15,5 18,0 13,6
Общая установленная мощность элек- тродвигателя, кВт 90 127 63
Завод-изготовитель Воронежский завод горно-обогатнтел ьного оборудования
Таблица VIII.14
Характеристика подземных дорог
Тип дорожного покрытия Затраты на строитель* стао дороги, руб/м* Годовые затраты на содержание дороги, руб/м* Средняя скорость движения ПДМ. км/ч
Обычное (с подсыпкой породы) 0,6 0,8 5
Гравнйиое 3,0 0,6 9
Гравнйиое с пропиткой битумом 6,0 0,4 15
Асфальтобетонное 8,3 0,2 19
Самоходные вагоны применяют, главным образом, при мягких рудах в ком-
плексе с погрузочными машинами.
Пороги для самоходных машин- обычные, с подсыпкой рудной мелочи; щебе-
ночные или гравийные — с пропиткой битумом и без него; бетонные; асфальто-
бетонные, асфальтовые (табл. VIII. 14). Покрытие выбирается в зависимости от
крепости пород почвы выработок (прн мягких породах искусственное покрытие
обязательно), мощности самоходных машин, объемов н дальности перевозок.
Каждому типу покрытия проезжей части н длине доставки соответствует опре-
деленная скорость движения машин.
Правилами безопасности допускается скорость движения самоходных машин
До 20 км/ч,
И9
Тип покрытия дороги и скорость движения выбираются совместно по мини-
мальной сумме затрат на проведение выработок, покрытие проезжей части,
приобретение и ремонт машин и их эксплуатацию.
Размеры выработок для самоходных машин. Ширина выработок предписана
«Инструкцией по безопасному применению самоходного (безрельсового) оборудо-
вания». В выработках для перевозки руды и сообщения с очистными забоями
зазоры между наиболее выступающей частью транспортного средства и стенкой
(крепью) выработки илн размещенным в выработке оборудованием должны быть
не менее 1,2 м со стороны прохода для людей и 0,5 м с противоположной стороны.
При устройстве пешеходной дорожкн высотой не менее 0,5 н шириной 0,8 м или
прн устройстве ниш не менее чем через 25 м зазор со стороны прохода для людей
можно уменьшить до 1 м Ниши должны устраиваться высотой не менее 1,8 м,
шириной 1,2 м, глубиной 0,7 м. В выработках погрузочно-доставочных илн нахо-
дящихся в проходке, а также предназначенных только для эксплуатационного
бурения должны приниматься зазоры не менее 500 мм с каждой стороны (прн
скорости движения машин ие более 10 км/ч и отсутствии людей, не связанных
с работой машин).
В выработках, включая наклонные съезды, предназначенных для доставки
в очистные блоки оборудования, материалов и людей в машинах, прн скорости
движения свыше 10 км/ч могут приниматься зазоры по 600 мм с каждой стороны,
если исключается передвижение людей пешком.
Бульдозеры (табл. VIII.15) применяют для доставки руды в расположенные
поблизости рудоспуски, зачистки забоев перед бурением, сооружения и обслу-
живания подземных дорог, сгребания руды в навал для последующей погрузки
экскаваторами.
На золотых приисках для разработки н транспортирования песков по штрекам
применяют электробульдозеры на базе тракторов ЭТ-100.
Электрический гусеничный бульдозер БДПУ с дистанционным управлением
применяют для доставки руды по очистному пространству, в которое доступ
людей опасен.
Погрузочные машины на рельсовом ходу чаще используют на откаточном гори-
зонте, когда руду выпускают непосредственно на почву выработки.
Таблица VIII.15
Бульдозеры для подземных работ
Показатели Модель, фирма, страна
БДП-2Д MT/2S <Ханс- Вслнко- брнтаиия <Алн Робот», Швеция М-9 «Катер- лнллер», США БДПУ-2 •) (с дистан- ционным управлени- ем). СССР
Ширина отвала, м Тип привода 320 0,915 Диэе; 1J7 3,023 2,240 Электри-
Установленная мощ- ность, кВт Напорное усилие, 10э Н 74 18,7 I 12,8 140 2X27
10,8 1,86 1.57 8,55 ** 7,95 **
Скорость передвиже- ния, км/ч 10 6,4 | 0,7 Н 2,5
Тип ходовой тележки Гусе- ничный Пневмо- колесный Гусеничный
550
§ 169. Выпуск и доставка руды
питателями и конвейерами
Питатели (конвейеры длиной до 8—10 м) применяют:
для донного выпуска руды в вагон, автосамосвал, рудоспуск, па конвейер
или в скреперный штрек;
для торцового выпуска руды иа конвейер;
вместо люка для погрузки руды из рудоспусков в вагон (рис. \ 1II. 35).
Питатели бывают вибрационные, реже скребковые.
Вибропитатели (табл. VI 11.16) работают за счет колебаний лотка, направлен-
ных или ненаправленных.
Установки с направленными колебаниями перемещают руду не только под
уклон, но н по горизонтали п даже па небольшой подъем.
Прн донном выпуске внбропитатели работают непосредственно под выпускной
выработкой (рис. VIII.36), негабарит дробят на лотке Один питатель устанавли-
вают на одну или две выпускные выработки. Производительность при выходе
негабарита до 3—5 % и погрузке руды в вагоны составляет 600—1500 т/смепу,
в случае подачи в рудоспуск — до 3000 т/смену.
Вибропитатель надежной конструкции пропускает до полного износа 150—
200 тыс. т руды. °
Вибропобудители — короткие виброплощадки длиной 1,2 м ненаправленного
действия интенсифицируют истечение руды4, устанавливаются в нишах под вы-
пускными выработками, через которые руда поступает в скреперные штреки.
Впбропобудители увеличивают активное сечение выпускной выработки и устра-
няют заторы, образующиеся за счет заклинивания габаритных кусков. Применяют
преимущественно при малой и средней крепости руд, оии могут эффективно
551
Характеристика вибропитателей для выпуска и погрузки руды
Внброу становка Организация * разработчик» завод* изготовитель Техническая производи* тел ьн ость, м’/ч (т/ч)
Питатели для дон
«Сибирячка» ИГД СО АН СССР, Магнито- горский завод по ремонту гор- ного оборудования 360
ВДПУ-4ТМ ВНИИцветмет и ИГД СО АН СССР, Востокмашзавод, .ИГД СО АН СССР 250 (400-500)
ВВДР Гипрорудмаш, Пермский ма- шиностроительный завод 300
ВКВС (секцион- ный) ВНИПИРудмаш, Пермский ма- шиностроительный завод 120
ПВРА-4,5/1,4 Комбинат «Апатит», Днепро- петровский металлургический институт 1000
Таблица VIII.16-
Мощность Размеры, м Мас- Прни цнп
двигателя. вы- шн- сота рина длина са, т действия
Внброустановка Организация-разработчик, завод- изготовитель Техничес- кая произ- водитель- М’/Ч (Т/Ч)
Питатели для тори
ВИН-1 НИПИгормаш (500)
ВИН-2 НИПИгормаш 200/320
ВП-2 ВНИИцветмет, Востокмашэа- вод 250
ВПК-1 То же (250)
ЛВ НИГРИ 500
Внбропобу
МВП-2У
АШЛ
8
Гнпрорудмаш
Гнпрорудмаш
Внбролюкн
300
Продолжение г а б л. VIII.16
Мощность двигателя. Размеры, м Мас- са. т Принцип действия
сота рнна | Дл»на
Рнс. VIII.36. Выпуск ру-
ды внбропитателем «Си-
бирячка» в вагой — ва-
риант с поступлением ру-
ды на питатель нз одной
выработки и боковым
контрольным ходком:
/ — вибропитатсль; 2 —
элситродингатсль; Я —
канаты крепления, 4 —
эластичная муфта из кон-
вейерной ленты
использоваться при последующей конвейерной доставке, а также как люкн прн
погрузке руды в вагоны.
Виброкомплексы для торцового выпуска руды.
Вибропитатель с направленными колебаниями оборудуют гидроцнлнндрамн
для извлечения его из-под завала н перестановки под следующий слой.
Величина заглубления питателей около 1,5 м.
Питатели при торцевом выпуске используют в случае пониженной устой-
чивости руды.
Вибрационный конвейер (габл. VIII. 17) загружается внбропитателем и
доставляет руду в рудоспуск.
Вибрационные конвейеры собираются нз секций длиной по 1,5—2 м, имеют
одни привод для всего конвейера, реже индивидуальный для каждой секции.
Самоуравновешивающийся двухлотковый вибрационный конвейер (рис. VIII .37)
не требует крепления к грунту.
Скребковый конвейер может работать под завалом, используется преимуще-
ственно прн малой и средней крепости руды для доставки к рудоспуску непосред-
ственно из-под выпускных отверстий, а также по аккумулирующим выработкам.
При большой длине аккумулирующей выработки (от 50 м и более) последовательно
устанавливают два-три конвейера. Применяются и па доставке руды по очистному
пространству вдоль забоя в маломощных пологих залежах (рис. VIII.38).
554
Рис. VIII.38. Доставка руы скребко-
вым конвейером I вдоль забоя 2 в ма-
ломощных пологих залежах:
3 — крепежные стойки; 4— оградитель-
ный щнт, 5 — аккумулирующая траи
шея со скребковым конвейером; 6 —
рудоспуск; 7 — откаточный штрек
Ленточные конвейеры применяют в аккумулирующих выработках при круп-
ности руды до 200—300 мм. Ширина'1 ленты около 1 м, скорость движения
1—1,5 м/с.
Для доставки и транспортирования крепкой крупнокусковой руды разрабо-
тана конструкция ленточного конвейера иа ходовых опорах (рис. VIII.39).
Техническая характеристика ленточного конвейера КЛТ-120
на ходовых опорах
Производительность, т/ч: Мощность двигателя,
без бортов ......... 1200 кВт .............................. 20
555
с бортами.......... До 1800
Ширина ленты, мм . . 1200
Тип ленты............ ТК-300
(5 прокла-
док)
Скорость движения лен-
ты, м/с ................ 1,25
Максимальный размер
транспортируемого кус-
ка, мм .................. До 1400
Длина конвейера (опыт-
ный образец), м . . . . 50
Таблица VIII.17
Характеристика вибрационных конвейеров
Конвейер Организация- разработчик ik jif й li Размеры, м Масса,
сота рШикз длина
ВР-100 м ВНИИЦветмет 250 30 0,65 1,0 50
(25 секций) ВР-50 ВНИИЦветмет 1000 10 0,8 0,8 21 100 кг/м
ВР-30 Востокмашэавод 250 15 0,85 1,03 30 7,5
(15 секций) ВУР-80 ВНИИЦветмет 250 0,73 0,83 20 7,5
В КВ-2 НИПИГормаш 210 25 1,265 0,5 33,5 10,9
МВЭ-2 НИПИГормаш 280 20 1 0,55 33 9,24
Ленточные конвейеры могут найти широкое применение при доставке руды
в мощных залежах и дойном выпуске руды, особенно при увеличенной высоте
этажа и большой производительности блока.
556
§ 170. Скреперная доставка руды
Скреперные установки мощностью 10, 17, 20, 50, 75 и 100 кВт (табл. VIII.18)
применяются преимущественно для доставки руды к рудоспуску или погрузоч-
ному полку (рис. VIII.40).
Выбор скреперной лебедки (двух- или трехбарабапная) зависит от схемы
скреперования.
При крепкой руде хорошо работают шарпирно-складывающиеся скреперы,
в частности литые из марганцовистой стали.
Ящичные скреперы применяют при мелкой кусковатости руды.
Емкость скрепера (№) можно рассчитать по формуле
где k — коэффициент, учитывающий тип скрепера (для гребкового скрепера k =
0,85, для ящичного k — 1,6); ft, b — соответственно высота и ширина скре-
пера, м.
Оптимальные соотношения между размерами (м) для гребкового скрепера:
Ь — 1,7 ’'TZ; ft- 0,85 длина 1= 2_J5 _
для ящичного скрепера: Ь= 1,35 Vc; ft=0,68]AVc; I — 1,35^7^.
Ширина скрепера должна быть не менее чем в 2—2,5 раза больше среднего
размера куска.
Таблица VIII.18
Скреперные установки для различной кусковатости
Мощность лебедки. кВт Емкость скрепера, и* Наибольший размер кусков, Диаметр каната, мм
10 0,10-0,16 300 10
17 0,1-0,25 500 16
30 0,25-0,4 900 19
50 0,6—1,0 1000 22
75-100 1,0-1,6 1200 28
Рис. VIII.40. ;Схемы скреперной до-
ставки руды по штрекам 4:
а — В рудоспуск 6 (заглублен вентиля-
ционный орт 7); б — безлюковая погруз-
ка (2 — вентиляционный восстающий);
« — в рудоспуск (заглублен хозяйствен-
ный орт; 1в — тельфер); г — с аккуму-
лирующим ортом 11 и перепуском на
нижележащий горизонт (Z — откаточ-
ный орт; 2 — ходовой восстающий; 3 —
хозяйственный орт; 5 — скреперная ле-
бедка; 3 — ляда)
557
Характерные показатели скреперной доставки
Таблица VIII.19
Рудник ля скре- перной уставов- Емкость скрепера, м3 Конди- ционный Длина достав- ки, м Сменная произво- дитель-
Скреперование через полок
Им. Кирова 75 1 600 25-30 250-340
«Высокогорский» 38 0,3 800 15-25 200 -300
Им. Губкина 55 0,5 500 15-21 320-600
«Молибден» 55-75 0,55-0,9 600 20-25 230 -500
«Клаймакс» (США) 112 1.7 1000 50-60 350-400
«Элен» (Канада) 93 1,7 700 30-40 300
Скреперование в рудоспуски
Им. XXII съезда КПСС 1 55 I 1 °-7 1 500 I 10-30 I 100
«Крейтон» (Канада) 112 1,7 1100 50-60 350-450
Прн скреперовании хорошо раздробленной руды по аккумулирующей вира"
ботке или вдоль длинного навала на головной канат примерно через 5 м по длине
прицепляют несколько скреперных ковшей (обычно шарнирно-складных) и пере-
мещают канат примерно на 6 м туда и обратно. Скреперная лебедка в этом случае
может управляться автоматически с помощью концевых выключателей.
Отношение ширины скрепера к ширине выработки должно составлять 0,5—
0,8 для складывающегося скрепера и 0,4—0,6 для иескладывающегося. Большие
значения относятся к выработкам с гладкой (например, бетонной крепью).
При больших расстояниях скреперования через 15—20 м устанавливают вспо-
могательные блочки для подвешивания хвостового каната с целью уменьшения
его износа.
На рудниках, применяющих самоходное оборудование, в маломощных участ-
ках пологих и наклонных залежей применяют самоходные скреперные установки.
Схемы скреперования. При доставке под углом применяют либо две двух-
барабанные лебедки, по одной в каждой выработке, работающие последовательно,
либо одну двух- или трехбарабаппую.
В широких камерах трехбарабаниые скреперные лсбедкн применяют с одним
головным и двумя хвостовыми канатами.
При скреперовании по очистной камере, в которую доступ рабочих запрещен,
скреперные канаты передают через очистное пространство с помощью пневмати-
ческой пушки. Пушка перебрасывает металлическую болванку с капроновым
линем иа расстояние до 100 м. Далее с помощью тясальной лебедки протягивается
скреперный канат.
Производительность скреперных установок (табл. VIII.19) зависит от мощ-
ности лебедки, емкости скрепера, длины скреперования и выхода негабарита,
влияющего па число зависаний руды в выпускных отверстиях.
Для типичной схемы скреперования в рудоспуск производительность скре-
перной доставки (т/смену) может быть рассчитана по формуле
р ЗбООУсуМиГсм
w“ (4-’
где Уе — емкость скрепера, мя, у — плотность руды, т/м3; — коэффициент
наполнения скрепера (0,5—0,7 — прн круппокускопой руде; 0,7—0,8 — прн
558
среднекускопой руде; 0,8—1,0 —при
мелкокусковой руде); Л„ = 0,3—0,6 —
коэффициент использования установки
с учетом времени на ликвидацию зависа-
ний и вторичное дробление; Тем —
продолжительность смены, ч; оР=1,08—
1,32 — скорость груженого скрепера, м/с;
vn — 1,48—1,8 — скорость порожнего
скрепера, м/с; /П = 104-15 с — продол-
жительность паузы па переключение
лебедки; L — длина доставки, м; Лр—
коэффициент разрыхления руды.
Параметры блока, от которых за-
висит длина скреперования, выбирают
по условию
Рис. VIII.4I. Схема к расчету размера
свободного подхода Ь для руды:
1 — поверхность руды при скреперова-
нии; 2 — граница необходимого прохода
для людей
с = сд + спр 1- см 4- ск -* min,
где сд—затраты ла доставку руды, руб/т;
спр — затраты иа проходку дополни-
тельных выработок, руб/т; с.м — затраты
иа монтаж лебедок, люков, погрузочных
полков и т. п., руб/т; ск — затраты на транспорт и вспомог а гсльпые процессы,
зависящие от концентрации работ, руб/г.
Величина свободного прохода для руды (рис. VIII.41):
b = с sin 45°:
с - h — 1,8 + а — 0,8 = а + h - 2,6 м;
b= (ft + а) 0,7 - 1,8 м,
где ft — высота скреперной выработки, м; а — ширина полосы движения скре-
пера, м.
В породах пониженной устойчивости при большом горном давлении скрепер-
ные штреки обычно имеют сечение (в свету при наличии крепи) от 1,6X1,8 до
2Х 2 м. Размер прохода для руды составляет 0,5— 1 м. Поэтому заторы образуются
даже из мелкой руды после выпуска каждых 20—40 т.
При крепкой руде и умеренном горном давлении увеличивают сечение скре-
перных выработок до ЗХ 3 м и более, что расширяет проход для руды до 2—2,5 м.
При этом выпуск без заторов составляет 100—200 т руды, производительность
скреперной доставки возрастает в два-три раза. Увеличенное сечение штреков
применяют и при креплении их бетоном. Ширину выпускной выработки (по длине
скреперного штрека) увеличивают при устойчивой руде до 2,5—3,5 м.
Схемы горизонта скреперования- с заглубленным вентиляционным штреком;
с заглубленным хозяйственным штреком; с совмещенными горизонтами скреперо-
вания и откатки; с безлюковой погрузкой горной массы в вагоны (рис. VIII.42).
Для доставки и переноса оборудования удобно располагать горизонты скрепе-
рования и откатки иа одном уровне, а руду перепускать иа нижележащий гори-
зонт. Но в этом случае свежий воздух поступает во все скреперные орты, включая
и те, которые в данную смену не работают.
§ 171. Взрывная доставка руды
Взрывная доставка применяется при скважинной отбойке руды (рис. VIII.43)*
Руда отбрасывается и скатывается к траншеям или воронкам.
Взрывные скважины, обычно располагаемые веером, бурят из наклонного
восстающего, пройденного в рудном теле у лежачего бока Отбойку ’ведут по-
слойно. Удельный расход ВВ увеличивается на 15—25%.
559
560
Рис. VIII.43. Взрывная доставка руды:
а — вариант с очисткой лежачего бока
бульдозером к последующей доставкой ру-
ды погруэочно-доставочиымп машинами
(Z — выработка для бурения скважин н дн-
станциоияого управления бульдозером; 2 —
выработка для приема отбитой руды; 3 —
ниша для погрузки руды; 4 — штрек для
доставки руды; 5 — штрек для образования
отрезной щели; 6 — то же, погашенный);
б — график зависимости удельного расхода
В В на отбойку q от расстояния взрывной до-
ставки L при различных углах падения зз-
Взрывиую доставку применяют в пологих и наклонных залежах при открытом
очистном пространстве, в которое доступ рабочих запрещен. Мощность залежей
колеблется от 3 до 30 м. Дальность доставки составляет 30—40 м при угле наклона
15—20° и может достигать 60—80 м при угле наклона 30—40°.
§ 172. Гидравлическая доставка руды
Гидравлическую доставку руды применяют в наклонных залежах, в частности
в жилах мощностью 0,7—1,2 м. Чаще всего используют ее для зачистки небольших
объемов рудной мелочи, оставшейся на лежачем боку. Руду смывают монитором
либо в отстойник, откуда она откачивается насосом, либо в аккумулирующую
выработку, где она обезвоживается и затем грузится в вагоны-
При механической погрузке доставленной руды обогащенные мелкие фракции
улавливают либо в подэтажной выработке, либо в фильтрующем слое. В первом
случае пульпа поступает в подэтажную выработку, пройденную с уклоном 4—8°,
где она обезвоживается н затем скреперуется в вагоны. Во втором случае выпуск-
ные выработки заполняют рудой иа высоту 3—4 м, затем доставляют к ним 15—
20 т руды в виде пульпы. По окончании стока воды руду грузят из люков в вагоны.
При этом потери рудной мелочи обычно ие превышают 1—2 %. Производитель-
ность гидродоставки (т/ч) можно определить по эмпирической формуле
р _ Qysin а
0.05L ’
Lie Q — расход воды, м’/ч; у — плотность рудной массы, т/м3; а — угол наклона
почвы забоя; L — расстояние доставки руды, м.
36 561
РАЗДЕЛ IX
ЗАКЛАДОЧНЫЕ РАБОТЫ
ГЛАВА 1
СПОСОБЫ И ВИДЫ ЗАКЛАДКИ
Основное назначение закладки — поддержание выработанного пространства,
предотвращение обрушения вмещающих пород и оседания земной поверхности.
При разработке рудных месторождений применение закладки вызывается необхо-
димостью: управления горным давлением в очистном пространстве; сохранения
земной поверхности и сооружений на ней; совмещения открытого и подземного
способов добычи; повышения извлечения полезных ископаемых; уменьшения и
полного устранения пожароопасности при разработке руд, склонных к само-
возгоранию.
В зависимости от времени выполнения работ различают закладку одновре-
менную, производимую попутно с очистной выемкой по мере подвигания очистного
забоя, и последующую, выполняемую после окончания очистных работ в блоке
(камере, панели).
По степени заполнения выработанного пространства закладочным материалом
закладка может быть полной или частичной.
В зависимости от способа транспортирования и укладки закладочного мате-
риала в выработанном пространстве различают закладку ручную, самотечную,
механическую, гидравлическую, пневматическую и комбинированную.
В зависимости от материалов, состава закладки и свойств возведенного
закладочного массива может применяться породная, гравийная, песковая, шлаков
вая, комбинированная, твердеющая, бетонная закладка и льдозакладка.
По влажности закладочного материала, подаваемого в очистное пространство!
закладку подразделяют на сухую, когда содержание воды в ней ire превышает естеЯ
ственпой влажности закладочного материала, мокрую, когда закладочный мате-
риал доставляется к месту укладки водой, и полумокрую, когда сухой закладочный
материал по мере заполнения выработанного пространства периодически увлаж-
няется водой, глинисто-песчаной или глинистой пульпой.
В горнорудной промышленности наиболее широко применяется в последние
годы твердеющая закладка.
§ 173. Самотечная закладка
При самотечной закладке закладочный материал подается и распределяется
в выработанном пространстве под действием силы тяжести.
В качестве закладочного материала используются порода от проходческих и
вскрышных работ нлн добываемая в специальных карьерах.
Основные требования к закладочному материалу: инертность в пожарном,
отношении (содержание.серы не более 8 % и угля не более 20 %) и транспорта-
бельность. Подача материала может осуществляться по восстающим (иногда)
с поверхности), наклонным выработкам, трубам и скважинам большого диа-
метра. В последнем случае размер куска не должен превышать 1/4 внутреннего'
диаметра труб или скважин. Для предотвращения разрушения крепи и обшивкш
в перепускных выработках и достижения достаточной плотности закладочного
массива ие рекомендуется увеличивать размер куска более 200 мм.
Уплотнение закладочного массива происходит в основном под давлением]
пород и характеризуется коэффициентом усадки
562
Таблица IX.1
Коэффициент усадки (%) закладочных материалов в зависимости
от давления
Закладочный материал Давление, Mila
4,9 9,8 14,7 19,6
[]есок чистый 1,68 2,8 3,36 3,64
Песок глинистый 4,60 6,0 12,5 7,20 8,50
Сланцы при крупности 4—10 мм 9,70 14,3 16,4
Гранулированный воздушный домен- ный шлак 10,10 14,9 —
Гранулированный мокромолотый до- менный шлак 3,85 7,9 10,9 13,46
где ы0 — объем закладочного массива в мо-
мент возведения, мэ; ии — объем закладоч-
ного массива через определенный промежу-
ток времени, м‘.
Величина зависит or гранулометри-
ческого и минералогического состава, влаж-
ности материала, давления вышележащих
слоев (табл. IX. 1).
Для определения качества закладочного
материала необходимо устанавливать его
петрографический состав (макроскопи-
чески), механические свойства в естествен-
ном состоянии, коэффициент разрыхления,
гранулометрический состав, пористость,
влажность, плотность (в массиве), коэффи-
Оптимальный состав
закладочной шихты
Фракции, мм Содержаине,
50-25 25
25-13 24
13—6 19
6-3 15
3-0 13
циенты усадки и уплотнения, углы внутрен-
него трепня и естественного откоса, содержание горючих компонентов, фильтра-
ционные свойства, интенсивность водоотдачи.
Закладочная шихта оптимального гранулометрического состава, рассчитан-
ного по методу В. И. Охотина, охарактеризована в табл. IX.2.
Самотечная закладка чаще применяется как последующая для заполнения
отработанных камер при системах разработки с магазинированием руды, подэтаж-
ными штреками, и реже как одновременная при добыче руд системой наклонных
слоев с закладкой.
К достоинствам самотечной закладки следует отнести простоту работ и
отсутствие необходимости в оборудовании, а к недостаткам — низкую плотность
н устойчивость закладочного массива и невозможность подбутовки кровли без
применения ручного труда.
§ 174. Механическая закладка
Механическая закладка разделяется на скреперную, конвейерную и закладку
с применением закладочных (метательных) машин, вагонов и самоходного по-
грузочио-доставочного оборудования.
Скреперная закладка применяется в основном при разработке месторождений
системой горизонтальных слоев. Закладочный материал самотеком поступает по
восстающему к рабочему слою, где скреперной установкой распределяется в очист-
ном пространстве. Виды закладочных материалов н требования, предъявляемые
к ним, те же, что для самотечной закладки.
Используются скреперные установки мощностью 7—50 кВт с расстоянием
Доставки до 50 м и производительностью до 150 м’/смепу.
563
Скреперная закладка характеризуется простотой оборудования и возмож-
костью использования скреперной установки как для закладки, так и для до.
ставки руды. '
К недостаткам скреперной закладки следует отнести: невысокую производи.'
дельность, малую плотность (коэффициент усадки до 40 %) и устойчивость закла.
дочиого массива, необходимость ручной подбутовки под кровлей незаполненного
пространства (0,5—0,7 м).
Конвейерная закладка находит ограниченное применение для разработки кру.
топадающих жил небольшой и средней мощности. Используются качающиеся кон-
вейеры, состоящие из 2,5—3-метровых корытообразных рештаков, устанавливае-
мых на роликовых опорах непосредсгвенио на закладку. Закладочный материал —
сухой, крупностью до 150 мм. |
Закладка метательными машинами при разработке рудных месторождений
применяется редко.
Для закладки рекомендуется применять иеабразивный сухой материал круп-
ностью до 100—120 мм. Закладочные машины обычно работают в комплексе
с конвейерной установкой. 1
Достоинства закладки метательными машинами: возможность подбучивання
кровли закладываемого пространства; сравнительно небольшие затраты энергии
(0,4—0,5 кВт- ч па 1 м® закладки).
Недостатки, жесткие требования к размеру куска материала; небольшая
дальность метания, невысокая плотность закладки (усадка 20—30 %); зиачитсль-j
ное пылеобразоваиие.
Закладка с применением самоходных погрузочно-доставочных машин и вагоноф
получает распространение с появлением самоходного оборудования. Использу-
ются машины с дизельным и пневмоприводом. Закладочные материалы те же, что
при скреперной закладке.
§ 175. Пневматическая закладка
Пневматическая закладка основана на использовании энергии сжатого воз-1
духа для забрасывания закладочного материала в выработанное пространство
посредством ппевмозакладочных машин (рис. IX. 1).
В качестве закладочных материалов используют дробленые горные породы
крупностью до 50—80 мм сланцы, песчаники, доломиты и частично глина (до|
10—15 % в смеси с другими материалами). 1
Петрографический состав материала оказывает значительное влияние иа1
износ трубопроводов (табл. IX.3).
Машины для пневматической закладки подразделяются иа стационарные и
переносные. Стационарные машины подают материал по трубопроводам на,
расстояние до 800 м Они сравнительно громоздки, их не переносят с одного
места на другое, пока не будет отработан обслуживаемый участок месторо- •
ждеиия. '
Стационарные машины подразделяются на камерные, в которых закладочный ]
материал поступает в струю воздуха через одну или несколько герметичных камер,
и машины с дозирующим барабаном, в которых подача закладочного материала!
осуществляется посредством вращающеюся барабана (табл. IX.4). :
Переносные машины сравнительно легки и устанавливаются в непосредствен-1
пой близости от закладываемого участка. I
Среди переносных машин различают- эжекторные, типа воронки с соплом и
работающие по принципу пушки Эжекторные машины не имеют закладочногоj
трубопровода и забрасывают материал непосредственно в выработанное простран-
ство Машины типа воронки с соплом просты по устройству, легки, но обеспечи-1
вают доставку материала на небольшие расстояния. В машинах, работающих по!
принципу пушки, материал подается отдельными порциями и выстреливается
в очистное пространство.
Кроме того, применяются стационарные поверхностные пневмозакладочныс ,
машины типа КЗМ-1, полустационарные подземные типа ПЗБ-1 и ZP — 200, ]
передвижные типа ПЗМК и комплекс «Титан- |
564 1
Таблица IX.3
Износ труб в зависимости от состава
закладочного материала
Закладочный материал Износ труб прн пропуске одинакового количества закладочного материала,
Глинистые сланцы 100
Порода нз шахтных 112
отвалов Песок с 7% глины 118
Доломит дробленый крупностью, мм: 20-40 124
10-20 153
0-10 194
Песчаник крупностью 200
30—60 мм Песок 257
Котельный шлак: влажный 310
сухой 323
При ориентировочном выборе диаметра трубопровода можно пользоваться
следующими зависимостями:
для кусковатого материала с малым содержанием мелочи
6>2d; (IX.2)
для влажного материала с большим содержанием мелочи
b>3d, (IX.3)
где b — максимальный размер куска, мм; d — внутренний диаметр трубопро-
вода, мм.
Таблица IX.4
Техническая характеристика стационарных пневмозакладочных машин
камерного и барабанного типов
Показатели Марка закладочных машин
ДЗМ-2 <Торкрет-6А> (ФРГ)
Тип машины Производительность, м3/ч Дальность транспортирования, м Диаметр рабочего трубопровода, мм Максимальный размер куска закладочного материала, мм Рабочее давление воздуха, МПа Габариты, м: длина ширина высота Двухкамерная До 120 До 1500 175-200 80 0,54 1,94 из 2,44 Двухкамерная До 120 До 1000 175-200 80 0,20-0,39 2,4 1,3 1,0
565
Таблица IX.5
Рекомендуемый диаметр трубопровода при различной
производительности закладочных машин
Производительность машины, м3/ч 40-60 60—100 100-150 Более 150
Диаметр закладочного трубопровода, мм 150 175 200 225
При выборе диаметра трубопровода необходимо учитывать производитель-
ность закладочной машины (табл IX.5).
Интенсивное нылсобразование при ппевмозакладке можно уменьшить путем!
увлажнения (1,5—2,0%) закладочного материала или подачи в закладочный
трубопровод иа расстоянии 20—30 м от выхлопного копна воды в количестве]
25—50 л/мин.
Преимущества пневмозакладки, простота возведения закладочного массива;
сравнительно высокая плотность закладочного массива (усадка в среднем 10—i
15%); возможность хорошей подбутовки массива под кровлю.
Недостатки, интенсивное пылеобразовапие; значительный износ машин и
трубопроводов; высокие капитальные затраты на компрессорное хозяйство;
значительный расход сжатого воздуха, жесткие требования к качеству закладоч-
ного материала.
§ 176. Гидравлическая закладка
Способ основан иа использовании энергии потока воды для транспортирова-
ния и укладки закладочного материала.
Гидросмесь с определенным содержанием твердых частиц и воды (пульпа)
готовят в специальных смесительных установках и транспортируют по трубопро-
водам в выработанное пространство, где намывается массив и удаляется вода.^
Закладочный материал, кроме требований пожарной безопасности, должен
иметь: высокую транспортабельность при минимальном количестве воды; легко
отдавать воду, не размокать и пе разрушаться при транспортировании, содержать
глинистых частиц не более 15%, быть неабразивным н химически инертным;
иметь низкую стоимость.
Нижний предел крупности отдельных зерен закладочного материала опре-)
деляется условием выноса мелких фракций с водой из выработанного простран-
ства, верхний — условием нормального транспортирования пульпы по трубопро-1
водам и созданием прочного закладочного массива. Максимальный размер транс-
портируемых кусков породы обычно составляет 60—80 мм, в отдельных случаях —'
100 мм
Подвижность пульпы зависит от се консистенции, плотности закладочного'
материала, размера и формы его частиц, параметров трубопровода
Консистенция обычно выражается соотношением расходов твердого материала
н воды, выраженных в единицах объема или массы
Нанвыгоднейшая консистенция пульпы может быть определена по формуле,
предложенной проф. В. Будрыком:
T-x~2^iTs’ (,х<)
где Is — отношение общей длины вертикальных участков к общей длине гори-
зонтальных участков пульпопровода, включая суммарную длину трубопровода,
эквивалентную местным сопротивлениям, >1$ — средний коэффициент сопротив-
ления движению пульпы.
Л.. = (Vn-OS7-________г (I Х-5)
2jf-sina -|- f cosa
566
где Уп — средняя плотность пульпы, Yn = _T!L±ZL (1Х.6) л+ 1?. Таблица IX.6 Консистенция пульпы при различной крупности материалов
Тп (ун — насыпная плотность породы, т/м3; п — отношение объема воды к объему породы; у' — плотность породы, т/м3); а—угол наклона от- дельных участков пульпопровода, 1радус. Для предварительных расчетов объемное соотношение Т : Ж может быть принято по табл. IX.6. Характеристика пульпы может быть Максимальная крупность кусков^ материала, мм Соотношение Т : Ж
1-2 20-30 40-60 > определена по фор: муле 1 : 1-1 : 2 1 : 3-1 : 4 1 . 5-1 : 6
_ Тт(1 —yu)
Tn (1 — Ут) ’
(IX.7)
где p — содержание твердого в пульпе, доли единицы; Тт — плотность твердого
в пульпе, уп — плотность пульпы.
Содержание твердого в пульпе по массе, выраженное о долях единицы,
(IX.8)
(IX.9)
где лв — удельный расход поды по массе; п0— удельный расход воды по объему.
Характеристика пульпы может быть определена по номограмме (рис. IX.2).
Точку, соответствующую плотности пульпы (например, 1,15), находящуюся па
липни Р—Р, соединяют-прямой с точкой на линии О—О, соответствующей значе-
нию плотности породы (например 3,0). Точку, полученную от пересечения прове-
денной прямой с линией V— V, соединяют со значением плотности породы на линии
Х—Х и продолжают прямую до пересечения с линией W— W. Полученная па
линии U7— Й7 точка соответствует искомому составу пульпы по массе (прн
приведенных ранее величинах соотношение Ж:Т равно четырем).
Скорость отдачи воды закладочным массивом характеризуется коэффициентом
фильтрации
аг — *?4>
~ JS ’
(IX.10)
где (?ф — расход фильтруемой воды, м*/с; S — площадь сечения, через которое
фильтруется вода, мг; J — градиент напора, м/м.
, Я,
(IX.11)
где Я] — напор о первом сеченни, м; Я, — напор во втором сечении, м;
7- — расстояние между сечениями, м.
При градиенте напора J = 1 коэффициент фильтрации называется скоростью
фильтрации.
Величины коэффициента фильтрации определяют на специальных приборах
(рис. IX.3).
Образец хвостов намывается в цилиндр /, который вставляется в стакан 2,
закрываемый насадкой 3. Трубка в насадке служит для отвода фильтрата. Внутри
стакана помещается фильтр 4, под которым расположена трубка 5 для подвода
воды к образцу. Для обеспечения герметичности служат прокладка 6, скобы 7
567
плотность пульпы
и пинты S. На трубку надевается резиновый шланг, соединенный с пьезометром!
благодаря которому можно создавать любой напорный градиент.
Давление на образец передается через систему рычагов и штамп 9. Прибор
снабжен арретнрным винтом, который предохраняет образец от набухания.
Деформация сжатия определяется по индикатору, расход воды — по шкале
пьезометра. Подсчет коэффициента фильтрации (м/с) производится по формуле
где Qu — количество воды, профильтрованной через образец за t секунд, м9;'
S — площадь поперечного сечения образца, м*; J — градиент напора; тт -*
568
Таблица 1X .7
Значения коэффициента фильтрации
закладочных материалов
Рнс. IX.3. Схема прибора для определения
коэффициента фильтрации
Материал Коэффициент фильтрации,
Песок 25,0-150,0
Аргиллит 504,0
Порода из отвалоп 684,0
Порода из округлых 54 000
кусков d — 50 мм Порода из остроуголь- 68 400
ных кусков Хвосты обогащения 10-25
температурный коэффициент (тт = 0,7 + 0.03Т); Т — температура фильтрующей
воды, °C.
Величина коэффициента фильтрации для закладочных материалов колеблется
в широких пределах (табл. IX.7).
Оптимальное значение коэффициента фильтрации 10—15 см/ч. Оптимальное
содержание в закладочном материале фракций 6—10 мм — 45—50 %; 60—80 мм —
ие более 10 %.
В практике для гидравлической закладки используются самые разнообразные
материалы: песок, котельные и металлургические шлаки, хвосты обогатительных
фабрик, дробленые коренные породы нз проходческих работ, карьеров или отвалов
и т. д. Вопрос о применении того или иного материала решается на основании
технико-экономического анализа.
Для приготовления гидравлической смеси оборудуют специальный закладоч-
ный комплекс с поверхностным (рнс. IX.4) или подземным (рис. IX 5) располо-
жением установки.
Выбор места расположения смесительной установки зависит от конкретных
условий закладочных работ, с учетом использования естественного гидростати-
ческого напора. Для установок большой производительности целесообразно
поверхностное расположение.
Технологические схемы приготовления гидрозакладочной смеси могут быть
двух типов: с применением сухих закладочных материалов и с применением теку-
щих хвостов обогатительных фабрик.
В первом случае технологическая схема включает в себя операции по дробле-
нию, сортировке, шихтованию н смешиванию материала с водой в определенной
пропорции. Часто дробильно-сортировочная установка имеет емкости для хранения
и шихтования материала. Приготовление пульпы производится в смесительных
Установках.
Схемы приготовления смеси с использованием текущих хвостов обогатитель-
ных фабрик получили широкое распространение, так как позволяют использовать
Практически бесплатный материал и утилизировать отходы производства.
Процесс приготовления смеси включает операции обесшламливания и сгуще-
ния поступающей с фабрики пульпы (рис. IX.6).
Для сгущения и обесшламливания пульпы применяют реечные н спиральные
Классификаторы, сгустители и гидроциклоны.
Гидротранспорт закладочной смеси к выработанному пространству осуществ-
ляется по магистральному н участковым трубопроводам.
Для расчета гидротранспорта необходимо знать производительность уста-
новки, конфигурацию трубопровода, гранулометрический состав твердого и
Плотность твердого и пульпы.
569
Рнс. IX.4. Схема гидрозакладочного ком-
плекса с поверхностной смесительной уста-
новкой:
1 — бункер для закладочного материала;
2 — смесительный лоток; 3 — гидромони-
тор; 4 — закладочный трубопровод, 5 —
выработанное пространство; 6 — фильтру-
ющие перемычки; 7 — подготовительные
выработки с канавками для отвода воды,
3 — водосборник; 9 — насос; 10 — водопро-
вод; 11 — водоотстойник; 12 — подача ос-
ветвленкой воды к монитору
Рис. IX.5. Схема iндроэакладочного ком-
плекса с подземной смесительной камерой:
! — грохот; 2 — буккер для мелкого закла-
дочного материала; 3 — наклонный лоток;
4 — гидромонитор; 5 — приемная воронка
с контрольной решеткой; 6 — бункер для
крупнокускового материала, не прошедше-
го через контрольную решетку; 7 — закла-
дочный трубопровод, S — насос
Движение закладочной смеси осуществляется за счет естественного напора,
создаваемого весом смеси в вертикальной части трубопровода. Гидравлическое
сопротивление движению смеси по трубам изменяется с изменением скорости и
достигает минимума при «критической скорости».
Под «критической» понимается такая минимальная скорость движения
пульпы, при которой все твердые частицы находятся во взвешенном состоянии:
t»KP = */fi (Гт-1). (IX. 13)
где оИр — «критическая» скорость, м/с (табл. IX.8); k — коэффициент, зависящий
от формы твердых частиц (шар — 0,55; округлые частицы — 0,278; продолгова-
тые — 0,237, плоские — 0,192); S — крупность частиц (размер в поперечнике), см;
ут — плотность твердого в пульпе.
Рабочая скорость движения смеси по трубам
Ц= (3-4) оКр. (IX.14)
Поскольку движение смеси со скоростями, значительно превышающими
«критические», характеризуется высокими гидравлическими сопротивлениями и
повышенным износом труб, наиболее эффективен режим движения со скоростями,
равными (1,15-4-1,2) оКр.
Диаметр (м) закладочного трубопровода
d=V (IX.15)
У ЗбООло ’
где Q — необходимое для закладки количество смеси, м®/ч.
Предельная длина (м) самотечного транспортирования
L = 2g(/f-ft)-^--Z£0KB, (IX. 16)
570
6 шахту
Рис. IX. 6. Технологическая схема подготовки хвостов с использованием оборудования
обогатительной фабрики:
а — с аккумуляцией (сбросом шламов) и сгущенном (1 — насос Вильфлея (152 мм):
2 — сгуститель (6 X 2,4 м); 3 — распределитель; 4 — четыре емкости (6 X 3,6 м) для
хранения хвостов; S — иасос Вильфлея (102 мм); 6 — емкость для воды); б — со сгуще-
нием (/ — конусы; 2 — мешалки, 6 X 2,4 м; 3 — песковый насос, 76 мм; 4 — сгуститель
(9,1 X 2,4 м); 5 — диафрагменный иасос); а — с циклонами (/ — нодача хвостов; 2 —
циклоны первой стадии (1200 — 300 мм); 3 — циклоны второй стадии. 150 — 300 мм;
4 — аккумулятор, 2500 т; 5 — центрифуга; 6 — сгуститель, d “ 30 м; 7 — хвостохраки-
Таблица IX.8
Критическая скорость падения частиц в воде
Закладочный материал Размеры частиц, мм Скорость падения в воде, м/с
Глина 0,005-0 __
Ил 0,5-0,005 0,00147—0,0000146
Песок мелкий 0,25-0,05 0,0294—0,00147
Песок средний 1,0-0,25 0,1084—0,0294
Песок крупный 2,5-1,0 0,2135—0,1084
Гравий мелкий 5,0-2,5 0,7-0,2135
Гравий средний 10,0-5,0 0,425—0,3
Гравий крупный 15,0-10,0 0,52-0,425
Галька мелкая 25,0-156,0 0,672-0,52
Галька средняя 40,0-25,0 1,09-0,672
Галька крупная 75,0—40,0 1,49-1,09
Булыжник мелкий 100,0-75.0 1,73—1,49
Булыжник средний 150,0-100,0 2,13-1,73
571
где II — манометрическая высота напора, м; d — диаметр трубопровода, м;
X — коэффициент гидравлических потерь.
л. 2»'
(IX-17)
где уп — плотность пульпы.
При обычных скоростях и концентрации пульпы X = 0,040—0,045.
Е ^экв — суммарная эквивалентная длина местных сопротивлений, м
(табл. IX.9).
Предельную длину самотечного транспортирования можно определить по
таблицам типа табл. IX.10, а производительность установки по табл. IX.И.
Если горизонтальный участок Lj значительно меньше расчетного L, то ско-
рость движения пульпы прн гой же ее консистенции, а следовательно и пронзво-
днтелыюсть всей установки, возрастут примерно в отношении L : Lv
Необходимая производительность (м®/ч) гидрозакладочной установки
Q = (К ~ 0) П , (IX. 18)
где V — объем выработанного пространства, подлежащий закладке, м1; а —
незакладываемый объем, занимаемый крепью и т. д., кг*; п — коэффициент запол-
нения выработанного пространства закладочным материалом; t — время про-
изводства закладочных работ, ч.
Необходимый объем смеси:
(?п = <?м + <?з, (IX. 19)
где QM = Q (1 — т) — расход закладочного материала в плотном теле, м3/ч;
т = 0,3—0,45 — пористость закладочного материала; QB — расход воды, м°/ч.
Количество воды, необходимое для получения смеси заданной консистенции,
Q„=Q.q, (IX.20)
где Q — расход разрыхленного закладочного материала, м3/ч; q — удельный
расход воды на транспортирование 1 м3 закладочного материала, м3/м8.
Закладочный трубопровод собирают из цельнотянутых стальных труб длиной
5—6 м и толщиной стенки 9—12 мм. Иногда трубы футеруют литым базальтом,
резиной, бетоном и т. д.
Диаметр трубопровода принимают по расчету. Наиболее часто применяют
стальные трубы (табл. IX. 12).
Трубы соединяют вращающимися фланцами, позволяющими без разборки
трубопровода поворачивать трубы для увеличения срока их службы.
Особое внимание следует обращать иа выбор трассы и правильный монтаж
трубопровода. Профиль трассы выбирают так, чтобы линия падения давления,
не пересекала профиль трубопровода (рис. IX.7).
а б
Рис. IX.7. Выбор трассы трубопровода;
а — неправильно; б — правильно
&72
Таблица IX.9
Эквивалентная длина (м) местных сопротивлений трубопровода
Местные сопротивления Диаметр трубы, мы
50 100 150 200
Задвижка 0,5 1,2 2 3
Нормальное колено 0,3 0,8 1,3 2
Тройник 3 8 13 20
Таблица IX.10
Предельная длина (м) самотечного транспортирования по трубопроводу
диаметром 100 мм (плотность пульпы уп = 1,31; Т:Ж= 1:2)
Скорость движения Напор, м
С м/с ’ 50 75 100 150 200 300 400
3,0 256 385 514 770 1050 1540 2050
3,5 189 283 378 566 755 ИЗО 1510
4,0 144 216 289 434 578 867 1155
5,0 92 138 185 277 360 554 738
6,0 64 96 128 192 256 385 ' 514
7,0 47 70 94 141 188 282 377
Таблица IX 11
Производительность гидрозакладочной установки (м-’/ч) при скорости
движения закладочного материала по трубам 3,5 м/с
Диаметр т: Ж
провода» мм 1 ; 0,75 I : 1 : 1.5 i : 2 I : 3 I : 4 i: 5
200 226,0 198,0 158,4 132,0 99,0 79,1 66,0
175 173,0 151,5 121,1 101,0 75,9 60,6 50,5
150 127,0 111,5 89,2 74,5 56,7 44,6 37,2
125 88,1 77,0 61,7 51,4 38,5 30,8 25,7
100 56,9 49,5 39,6 33,0 24,8 19,8 16,5
75 31,8 27,9 22,2 18,5 13,9 11.1 9,3
50 14,2 12,3 9,9 8,2 6,2 4,9 4,1
573
Таблица IX.12
Износостойкость стальных труб
Диаметр d, мм, толщина стенки 6, Внд закладочного материала Угол наклона провода. градус Количество материала, пропущенного до полного износа труб (с учетом поворотов иа 90°), тыс. м»
4 = 75—100; 6 = 10-12 Гранулированный шлак 0 40-60
4= 50 Хвосты 0 100
4= 75 0 150
4 = 125-175 в 0 До 700
Песок со шлаком и дро- 0 170
4= 125; 6= 12 бленой породой
4 = 150; 6=8 Дробленая порода (ар- 0 100
гиллиты, алевролиты) 0-30 100
крупностью 6—50 мм 30-45 85
45-70 100
Трубы с базальтовой фу- теровкой То же 0 200
Трубы с бетонной футе- ровкой толщиной 26 мм • 0 160
При гидрозакладке непосредственно в очистном пространстве выполняют две
основные операции: подготовку камер (блока) к закладке н собственно возведение
закладочного массива. ;
Подготовка камеры сводится к сооружению перемычек и устройству дренаж-,
ных каналов для отвода воды.
Перемычки бывают фильтрующие (пропускающие воду) и глухие (водонепро-
ницаемые).
Фильтрующие перемычки обычно возводят из дерева в сочетании с металл н-
ческой сеткой и тканью (рис IX 8). Глухие перемычки делают из дерева нли бе-
Рнс. IX.8. Конструкция фильтрующей пере-
мычки:
1 — крепежные стойки (d -= 210 мм); 2 —
круглый лес, d»2I0 мм; 3 — доска (гор-
быль); 4, S — расстрелы из круглого леса
(d = 170 мм); 6 — расстрел (d = 90 мм),
7 — обрезная доска (толщина 25 мм), 8 —
мешковина
.574
топа.
Нередко при плохой водоотдаче
смеси на перемычки действуют боль-
шне нагрузки, поэтому при установке
перемычки ее усиливают распорками,
укосинами, стяжками.
Закладочную смесь подают в вы-
работанное пространство по трубопро-i
воду. При иамыве массива надо сле-
дить за скоростью дренажа. Остав-
шуюся на поверхности массива воду
удаляют различными способами (дре-
нажные-грубы, скважины и др.).
Сдренированную воду осветляют
в специальных отстойниках.
Плотность возведённого массива
зависит от вида закладочного материа-
ла, его гранулометрического состав!
и пористости. Величина усадка
колеблется от 10 % для мелкозер:
нистых материалов до 30 % для
крупнокускового породного мате
риала. 11ри этом усадка массив!
Таблица IX.13
Усадка песчаного закладочного массива при 100-процентном
заполнении пустот
Глубина разработки, м 35-50 150 250 -300 700
Усадка, % 1—2 3 5-7 10
Таблица IX.14
Технико-экономические показатели применения гидравлической закладки
на некоторых рудниках
Рудник, предприятие Условия применения Закладочный материал h ih’ т ж по массе 0 Is 11
Зыряновский Закладка пустот камер II очереди Хвосты ОФ 30-40 60 : 40 1,37
Им. XXII съез- да КПСС То же Хвосты ОФ, лег- каяфракцияЦТС 30 55 : 45 1,63
Рнддерский > Хвосты ОФ 60 60 : 40 0,16
Им. 40-летия ВЛКСМ Закладка пустот камер II очереди н изолированных рудных тел То же 60 60 : 40 0,43
Пышминский Горизонтальные слои » 25 60 : 40 1,26
Текелинский Камеры 11 оче- реди Дробленая по- рода (известняк) 150 50 : 50 2,98
зависит от степени заполнения выработанного пространства и глубины
разработки (табл. IX. 13).
Основные достоинства гидрозакладки: поточность процессов, возможность их
полной механизации и автоматизации; сравнительно высокая производительность
(табл. IX. 14) и небольшая стоимость; значительная плотность массива.
Недостатки: поступление в рудник дополнительного количества воды н необ-
ходимость ее удаления; загрязнение откаточных выработок шламистыми отходами.
§ 177. Бетонная закладка
При бетонной закладке выработанное пространство заполняют жесткими
закладочными смесями, близкими по консистенции (менее 7 см по конусу Строй-
ИНИЛ) и водовяжущему отношению (менее 0,6) к строительным бетонам, что
затрудняет их транспортирование по трубопроводам. Материалы для бетонной
закладки примерно те же, что и для строительных бетонов. Характеристика
зернового состава заполнителей (песка, гравия и щебня) должна по возможности
соответствовать кривым просеивания (рис. IX.9) и находиться в пределах заштри-
хованной площади.
Подвижность бетонных закладочных смесей характеризуется величиной
осадки усеченного конуса в сантиметрах, отформованного нз данной смеси (конус
575
Абрамса). Удобоукладываемость характеризуется временем вибрирования в секун-
дах, определяемым по ГОСТ 10181—81. Усадка бетонов в процессе тверде-
ния 0,1—0,5 мм/м.
Прочность при сжатии — основная характеристика бетонной закладки —
зависит от активности и удельного расхода вяжущего, величины водовяжущего
отношения, качества заполнителей, температуры и сроков твердения и др.
Прочность бетона (Па) можно определить по формуле
R6= А/?ц^-0,5), (IX.21)
где /?ц — активность цемента, Па; Ц1В — цементоводиое отношение; А — коэффи-,
циеит, зависящий от качества заполнителей (табл. IX. 15).
Прочность бетона зависит в значительной мере от содержания в нем воды
затворения (рис. IX 10).
Рост прочности (Па) продолжается длительное время (табл. IX. 16)
*«=*6*8^, (IX.22)
где — прочность бетона в возрасте)
28 сут, Па; п — возраст бетона, сут.
80 ЮО 120 140 160 т, 7.
Таблица IX.15
Значения коэффициента А
Заполнитель А
Высокого качества 0,43
Среднего качества 0,40
Низкого качества 0,37
576
Таблица IX 16
Рост прочности бетона на портландцементе во времени
Возраст сут ’ тельный предел прочно- сти прн сжатии, % Возраст бетона, годы Относитель- ный предел прочности при сжатии.
7 60-70 1 175
28 100 2 200
90 129
180 150 4-5 225
Эта формула наиболее справедлива для цементных бетонов средних марок
при л > 3.
Состав бетона рассчитывают по известным в строительной практике методикам
с учетом заданной марки бетона, свойств смеси и физико-механических характе-
ристик исходных материалов.
Бетонные смеси готовят обычно под землей у места укладки (рис. IX. 11) или
па подземном приготовительном пункте. В последнем случае смеси транспортируют
к выработанному пространству механическими способами: конвейерами, в ваго-
нетках или самоходным погрузодоставочпым оборудованием, бетононасосами
н пневмоиагиетателямн.
Конвейерный транспорт бетона встречается редко из-за необходимости при-
менения специальных видов конвейеров.
Доставка смеси в вагонах отличается простотой, но характеризуется цикли-
ческим характером заполнения пустот, что наряду с расслаиванием смеси при
транспортировании ведет к образованию слоистой структуры возводимых целиков.
Для транспортирования бетононасосами (табл. IX. 17) требуется определенный
состав бетонной смеси (табл. IX. 18).
Подача смеси производится отдельными порциями через равные промежутки
времени.
Техническая характеристика бетононасосов
Таблица IX.17
Показатель Марка насоса
С-296 С-252 С-284 А
Производительность, м3/ч 10 20 40
Дальность подачи по горизонтали, м 250 250 250
Подвижность перекачиваемой смеси, см 4-12 4-12 4-12
.Максимальная крупность заполнителя, мм 40 80 100
Число цилиндров Диаметр рабочего цилиндра, мм 150 201 280
Ход поршня, мм " -4 250 305 400
Электродвигатель главного привода, кВт 14 28 40
Емкость приемного бункера, м3 Габариты, мм: 0,6 1,5 _2,8
длина 2510 4154 5 940
высота 1350 1912 2 040
Масса, кг 2700 2570 11 930
19 П/р В А Гребенюка и др. 577
Гранулометрический состав бетонной смеси
для транспортирования насосом
тонных смесей по В. Г. Койлову: сосов
1 - бункера для цемента: 2 - трап- Пневмонагнетатели нс получили рас-
шейиый склад заполнителей; 3 - простраисиия в горнорудной промышлеи-
Бетоииая закладка имеет ограниченное
ер; 10 — передвижной шнековый применение при камсрио-столбовой (воэве-
смеситсль; 11 - закладываемая ка- дение искусственных целиков взамен руд-
ных), камерной (последующая закладка,
возведение отдельных элементов системы, например, искусственной кровли
камер) и слоевой системах разработки
Преимущества: быстрый рост прочности; незначительное водоотдслсиие,
высокая прочность, малая усадка.
Недостатки: плохая удобоукладываемость, низкая производительность
приготовления, низкий уровень механизации, высокая стоимость
§ 178. Комбинированные способы закладки
В ряде случаев в процессе доставки и укладки закладочного материала в выра-
ботанное пространство применяется два и более способов закладки. Так, при
самотечно-механическом способе сухой материал самотеком транспортируется по
трубам или выработкам в подземный бункер, откуда вагонетками или конвейером
доставляется в выработанное пространство. Если поступающий самотеком мате-
риал попадает в бункер пиевмозакладочиой машины, то такой способ называется
самотечно-пневматическим. Возможна комбинация трех способов, например,
самотечного (перепуск материала в шахту), механического (доставка конвейером
в бункер пиевмозакладочиой машины) и пневматического.
Применение комбинированных способов закладки позволяет создать гибкую
технологию закладочных работ, более полно использовать возможности предприя-
тия, удешевить закладочные работы
§ 179. Твердеющая закладка
Выработанное пространство заполняют смесями, которые состоит нз вяжущих
материалов, инертных заполнителей, добавок и воды, имеют высокое водоце’мент-
ное (водовяжущее) отношение, обладают достаточной пластичностью для транс-
портировки по трубам и способны с течением времени затвердевать с образованием
578
монолитного массива относительно невысокой прочности (обычно до 9,8 МПа).
Такие закладочные смеси называют твердеющими
Применение твердеющей закладки дает возможность решать ряд сложных
горнотехнических проблем: совмещать разработку месторождения открытым и
подземным способами; вести безопасную разработку пожароопасных месторожде-
ний; обеспечивать сохранность земной поверхности от сдвижений; вести выемку
руды в охранных целнках; осуществлять опережающую разработку наиболее
ценных руд, утилизировать и складировать под землей отходы производства.
В ряде случаев применение твердеющей закладки — единственный способ
отработки месторождения или его участка.
За последние 10—15 лет твердеющая закладка стала преобладающим видом
закладки, поскольку ее применение позволяет, обеспечить полноту отработки
действующих месторождений, т. е. вести добычу руды при относительно неболь-
ших затратах в сравнении с высокими удельными капитальными вложениями па
строительство новых рудников в труднодоступных необжитых районах; удовлет-
ворять повышенным требованиям к охране окружающей среды; вести закладочные
работы на индустриальной основе, т. е. с высокой производительностью и высокой
степенью механизации и автоматизации.
Твердеющую закладку применяют при камерно-столбовых, камерио-целико-
вых, сплошных и слоевых системах разработки
ГЛАВА 2
МАТЕРИАЛЫ ДЛЯ ТВЕРДЕЮЩЕЙ ЗАКЛАДКИ
И ЗАКЛАДОЧНЫЕ СМЕСИ
В состав твердеющей закладочной смеси входят вяжущие вещества, инертные
заполнители, вода и добавки для улучшения свойств смеси.
§ 180. Вяжущие вещества
Вяжущие вещества — тонкоизмельчеииые материалы неорганического про-
исхождения, способные при смешивании с водой постепенно затвердевать с обра-
зованием камневидного тела.
Основные характеристики вяжущего активность, т. е. способность достигать
в стандартных условиях определенной прочности, называемой марочной или
маркой; сроки начала н конца схватывания, т. е. загустевания смеси вяжущего с
водой; равномерность изменения объема, тепловыделение, коррозийная стойкость.
ГОСТ 310.1-4. 76).
Для приготовления твердеющих смесей применяют, товарные вяжущие —
цементы; сложные вяжущие — представляющие собой комбинацию товарного
вяжущего с активными материалами естественного или искусственного происхож-
дения.
Цементы — это вяжущие вещества, получаемые путем совместного тонкого
помола цементного клинкера — продукта обжига известняка и глины, природного
гипса и добавок Наиболее распространены портландцемент и его разновидности,
сульфатно-шлаковый, пуццолаповый и шлакопортландцемеит (табл. IX. 19,
IX.20, IX.21).
Перечисленные цементы устойчивы к действию пресных и минерализованных
(с учетом норм агрессивности) вод.
Другие виды цемента для приготовления закладочных смесей не применяют.
Цементы при длительном хранении теряют свою активность (табл. IX.22).
Для повышения активности цемента могут применяться различные методы
активации.
Сложные вяж}щиесостоят нз активных минеральных материалов (табл IX.23)
и товарного вяжущего. Товарное вяжущее (портландцемент, гипс и т. д.) входит
п сложное вяжущее в подчиненных количествах и играет роль активизатора.
19* 579
Таблица IX.19
Химический состав некоторых видов цемента
Цемент Содержание основных компонентов, %
S1O, СаО А1.О, MgO P.O, s н.о П п.п •
Сульфатно-шлаковый 29,96 41,90 10,15 11,75 0,10 0,64 0,21 0,21
Шлакопортлаидцемент 27,97 44,53 10,64 9,29 0,15 0,97 0,49 0.49
Портландцемент 17,92 63,84 5,93 4,24 0,025 0,79 0,63 0,63
• П. п. п — потерн прн прокаливании, т. е. содержанке органических веществ.
Таблица IX.20
Прочность цементов через 28 сут твердения, МПа (не менее)
М200 | мзоо | М400 | М500 | М600 М200 | мзоо | М400 | М500 | М600
При нагибе Прн сжатии
Портландцемент 4,41 5,39 5,88 6,37 29,42 39,23 49,03 58,84
Шлакопортлаидцемент 3,43 4,41 5,39 5,88 — 19,61 29,42 39,23 49,03 —
Пуццолановый 3,43 4,41 5,39 - - 19,61 29,42 39,23 - -
Состав некоторых видов цемента
Цемент ГОСТ Плотность,
Портландцемент 10178-76 3100-3150
Шлакопортландцемент 10178—76 2800-3000
Сульфатно-шлаковый 22266—76 2900-3100
Пуццолановый портланд- цемент 10178—76 2900-3000
Таблица 1Х.21
Срок схватывания
начало. Конец,
не ранее, не позд-
ыпк нее, ч
Особенности
применения
1200
1450
1000
1500
ПОР
1500
1000
1400
45 12 —
75 12 -
45 18 Нельзя применять в смеси с дру- гими вяжущими, недопустима акти- вация СаС12, плохо устойчив по от- ношению к минеральным маслам
45 12 Твердение резко замедляется при температурах ниже +10 °C
Таблица IX.22
Снижение активности портландцемента при хранении
Срок храцеиия, мес 3 6 12
Снижение активности, % 8-20 14-29 18-39
Таблица IX.23
Классификация активных минеральных материалов
Группа материалов Подгруппа материалов
Природные Вулканические
Искусствен- ные Осадочные Отходы металлургиче- ского производства: шлаки гранулирован- ные и отвальные
шламы Отходы топливные
Материалы
Пемза, обсидиан, перлиты, пеплы вул-
канические, пумициты, туфы, витро-
фиры, порфироиды
Диатомиты, трепелы, опоки, глиежи
Отходы керамического
производства
Отходы химической про-
мышленности
Отходы обогатительного
производства
Доменные, мартеновские, ферросплав-
ные, электротермофосфориые, медно-
никелевые
Нефелиновый (белнтовый), бокситовый
Шлаки кусковые, породы горелые,
золы уноса (электрофильтров) и ко-
лосниковые
Глинит, аглопорит, цемянка, керамзит
Фосфогипс, фталевый ангидрит
Пирротнновые хвосты
Таблица IX.24
Показатели качества доменных гранулированных шлаков
Показатели Основные шлаки Кислые шлаки
Пер- вый сорт а 2.8 Тре- ПеР- Второй сорт
ГРУП- ПА 2-я груп- па
Показатель основности Мо (не менее) 1 1 1 0,9 0,7 0,6
Показатель активности Мй (ие менее) 0,25 0,2 0,12 0.4 0,3 0,5
Содержание закиси марганца (ие более), % 2 4 з 2 4 2
Содержание сульфидной серы, % 3,6 3,6 3,6 3,6 Не норми- ровано
582
Таблица IX.25
Средний химический состав гранулированных доменных шлаков
Сорт [Шлака Содержание основных компонентов. %
А1,О. СаО S1O, MgO SO, Р МпО Fe
I 13,5 37,3 34,5 9,9 0,65 1,8 1,05
II 8,5 54,5 40,7 3,2 1,05 — 0,65 1,25
III 6,9 46,2 39,6 3,5 1,15 — 2,2 0,7
В сложных вяжущих, применяемых в составе твердеющей закладки на
горнорудных предприятиях, используются в основном отходы металлургического
производства и топливные отходы.
Доменные гранулированные шлаки — это силикатные и алюмосиликатные
расплавы, получаемые при выплавке чугуна и обращаемые в мелкозернистое
состояние путем быстрого их охлаждения. Их вяжущие свойства основаны на
близости по химическому составу к портландцементу.
По химическому составу шлаки делят на оснбвиые, нейтральные и кислые по
величинам показателей: модуля основности /Ио и модуля активности /Иа-
_ CaO+MgO .
° “SiOg + AIgOs’
(IX.23)
ai2o3_
a SiOg '
(IX.24)
Шлаки c Mo > 1 относят к основным, Mo < I — к кислым, Мо = 1 —
нейтральным.
С учетом величин Мп и /Иа шлаки по ГОСТ 3476—69 подразделяют на три
copra (табл. IX.24, IX.25).
Качество шлаков характеризуется коэффициентом качества К. Прн содержа-
нии окиси магния до 10 %
При содержании окиси магния более 10 %
„ CaO+AlgOg+MgO
Л “ SiOg + TiOg
(IX.25)
При содержании окиси магния более 10 %
СаО + AlgOg + 10
SiOg l- TiOg 4-MglO •
(IX.26)
В формулах (IX.23—IX.26) окислы даются в процентах.
Для приготовления твердеющей закладки пригодны шлаки с Мл =0,17 -ь
т 0,20, /Ио > 0,65 и К> 1,6.
Активизирующие добавки, портландцемент, гипс, гидравлическая известь
нли их смеси. При УИ0 = 0,9—1,0 добавку следует вводить в количестве 4—6 %,
а при /Ио = 0,9—8 — 12 % от массы шлака.
По крупности гранулированные шлаки представляют собой мелкозернистый
материал (табл. IX.26).
Таблица IX.26
Средний гранулометрический состав доменных шлаков
Фракция, мм +2 + 1 + 0.63 +0.25 + 0.125 +0.055 -0.055
Содержанке фракции, % 11,0 30,5 32,0 20,0 4,0 1,5 1,0
583
Та^бли'ца IX.27
Химический состав металлургических шламов
Шлам СаО А1,О, S1O, мео Т1О, Fe,O, NatQ К,О so,
Бокситовый Павло- дарского алюминиево- го завода 39,8 6.0 18,2 - 23,6 2,52 0,26 0,41
Нефелиновый Ачин- ского глиноземного комбината 56,0 2,8 28,0 1.4 — 4,2 — —
Вяжущая активность гранулированных шлаков проявляется только после
предварительного помола до величины остатка на сите 0,09 мм —5—20 %.
Шламы металлургического производства (бокситовые и нефелиновые) по хими-
ческому составу занимают промежуточное положение между портландцементом и
доменными шлаками (табл. IX.27).
Чистые нефелиновые и^бокситовые шламы малоактивны. Активизаторы.
цемент, известь, гипс. Тонкость помола шламов — 8—10 % остатка па сите № 009.
Топливные отходы, образуемые в больших количествах иа электростанциях,
в ТЭЦ и котельных, представлены золами уноса, колосниковыми шлаками и
золами. Золы уноса — наиболее легкие частицы.
Активность топливных отходов обусловлена наличием окислов СаО, А1,О3
(табл. IX.28).
Зола уноса улавливается на электрофильтрах, колосниковые золы и шлаки
транспортируются в отвал пневмо- или гидроспособом
Топливные отходы сухого удаления имеют большую активность и легче
утилизируются.
Поскольку при остывании частицы покрываются инертной пленкой, обяза-
телен помол зол и шлаков до 80—85 % частиц —74 мкм. Активизация та же, что
для металлургических отходов.
Имеются примеры использования отходов химической промышленности.
Таблица IX.28
Химический состав (%) некоторых топливных отходов
Материал S1O, Р'общ Fe,O, Al, о, СвО мео Зобщ
Зола ТЭЦ 51,03 2,36 3,37 27,13 2,07 0,88 0,38
Зола районной котельной Джезказгана 55,95 2,15 3,20 21,09 1,88 0,82 0,36
Зола ТЭЦ Ленииогорска 38,0— —47,2 — 1,7-2,5 7,25— -6,32 1,18- -1,89 0,67— -1,01 0,01 — -1,37
Золошлаки ТЭЦ Ленино- горска 47,1- —49,8 1,2-3,3 0,69— — 1.74 2,11 — —2,70 1,20— -1,87 0,042— —0,392
Зола Орской ТЭЦ 42,1 — 5,7-6,1 32,4— -28,8 3,2-7,5 0,96— -2,86 —
Зола Нориль- ской ТЭЦ 47,5— -51,5 — 8,7-9,7 19,0— -19,5 7,6-8,2 1,8-2,3
584
Приготовление сложных вяжущих может осуществляться централизованно на
специальных заводах или на рудниках непосредственно па закладочных комплек-
сах. В первом случае помол осуществляется на специальных цементных мельницах
с соблюдением технологических норм, что обусловливает стабильность состава и
высокое качество вяжущего.
Во втором случае добиться удовлетворительного качества вяжущего трудно,
поскольку из-за громоздкости и сложности цементных мельниц используют руд-
ные шаровые и стержневые мельницы при мокром способе помола Для повышения
тонкости помола включение мельниц в технологическую схему производят в замк-
нутом цикле с гндроциклонами.
§ 181. Инертные заполнители
Заполнители формируют жесткий каркас закладочного массива. По крупности
зерен подразделяются иа мелкие — песок с зернами размером до 5 мм и круп-
ные — гравий, щебень размером 5—150 мм.
По происхождению заполнители подразделяют на природные и искусственные.
Природные: песок, гравий, гравийно-песчаиые смеси, щебень.
Искусственные: отвальные и гранулированные доменные шлаки, шлаковая
пемза, керамзит, аглопорит, перлит, хвосты обогатительных фабрик.
Мелкие заполнители. Наиболее часто используются природный песок, хвосты
обогатительных фабрик и искусственные пески, получаемые дроблением горных
пород. По гранулометрическому составу песок разделяют на пять групп, характе-
ризующихся модулем крупности и полным остатком на снте № 063 (табл. IX.29).
Модулем крупности песка (без фракции гравия с размером зерен более 5 мм)
называют одну сотую суммы полных остатков на всех ситах с размером отверстий
от 2,5 до 0,14 мм.
Мк = 0,01 (Л2>Б 4- Л112Б 4- Лом 4- Л01Э1Б 4- Ло.мо), (IX.27)
где Л2,Б, Л1<2Б, Л0>в8, Л0,11Б, Ло’Но — полные остатки иа ситах с размером отверстий
2,5 мм и сетками 1,25; 0,63; 0,’315, 0,140.
Средняя крупность песка определяется по формуле Б. Г. Скрамтасва
у---------------------9---------------------
' На14-1,37аг4-0,171аэ 4-0,02а, 4- 0,0024а,
(IX.28)
где Q — сумма частных остатков на ситах; aj_, — частные остатки на ситах с от-
верстиями 0,15—2,5 мм.
Частным остатком иа сите называется отношение массы остатка на данном
сите к массе просеиваемой навески в процентах.
Таблица IX.29
Характеристика песка по крупности
Песок Модуль крупности, Л1к Полный остаток на сите № 063
Крупный 3,5—2,5 50—75
Средний 2,5-2,0 35-50
Мелкий 2,0-1,5 20-35
Очень мелкий 1,5-1,2 1 7-20
Тонкий Менее 1,2 Менее 7
585
Рис. IX. 12. Стандартные кривые
просеивания песка для приготовле-
ния растворов:
V — полные остатки на контроль-
ных ситах; d — размер отверстий
контрольных сит
Фактический гранулометрический со-
став песка представляют на графике в виде
кривой просеивания и сопоставляют со стан-
дартными кривыми (рис. IX. 12) Прн выборе
заполнителя следует стремиться к соответ-
ствию его состава стандартному. В практике
закладочных работ п связи с пониженными
требованиями к прочности массива и специ-
фическими требованиями к транспортабель-
ности смесей область допустимого зерно-
вого состава значительно шире и не стан-
дартизована.
Качество мелкого заполнителя опреде-
ляется содержанием в нем примесей глины,
ила, органических, слюдистых и сернистых
соединений.
Возможность применения нестандарт-
ных песков в качестве материала для за-
кладочной смеси, а также необходимость их
промывки и очистки должны устанавливать-
ся на основе исследований и технико-эко-
номической оценки
Хвосты обогатительных фабрик зачастую обесшламливают для улучшения
гранулометрического состава. Необходимость обесшламливания устанавливают
при подборе состава закладочной смеси.
Крупные заполнители. В состав твердеющей закладки используют природный
гравий, щебень из различных горных пород и шлаков черной и цветной металлур-
гии и другие искусственные камнеподобные материалы
Гравий — материал, представленный окатанными обломками горных пород. —
разделяется по размерам па весьма мелкий (5—10 мм), мелкий (10—20 мм),
средний (20—40 мм), крупный — (40—150 мм). Ограничивается содержание
зерен пластинчатой и игловатой форм (не более 15 %). Содержание глинистых п
пылевидных частиц не должно превышать 2 % общей массы, а сернистых и серно-
кислых соединений в пересчете на SO3 — 1 %. Содержание органических веществ
допускается в количестве, при котором окраска колориметрической пробы — не
темнее цвета эталона. Прочность в насыщенном водой состоянии при сжатии
должна не менее чем в 1,5—2 раза превышать марку бетона. Гранулометрический
состав подбирают из условия минимальной пустотпости (не более 45 %).
Возможно применение пссчано-гравийиых смесей, если соотношение крупных
и мелких фракций соответствует технологическим требованиям к закладке.
Щебень получают дроблением твердых горных пород с плотностью куска не
ниже 1,7 г/см3. Прочность изверженных пород при сжатии — ие ниже 78,4 МПа,
осадочных и метаморфических — не менее 29,5 МПа. Основные требовании
к щебню, те же, что и к гравию.
Требования к щебню из отвальных литых металлургических шлаков — равно-
мерность и устойчивость структуры.
При невысоких прочностях закладочного массива можно применить в качестве
заполнителя природные пористые и искусственные материалы.
Легкая фракция цехов тяжелых суспензий (ЦТС) является отходом обогаще-
ния руды в тяжелых средах и представляет собой материал, полученный путем
дробления различных пород до крупности ие более 50 мм.
§ 182. Добавки
Добавки применяют для улучшения свойств закладочных смесей. Их вво-
дят в состав вижущнх или непосредственно в смеси при их приготовле-
нии в сухом виде или в виде водных растворов и суспензии.
В зависимости от назначения добавки подразделяются иа следующие виды:
активные минеральные; мнкроиаполпители; поверхностно-активные; пено- и
газообраэующие; добавки для регулирования сроков схватывания и твердения.
586
Таблица IX.30
Дозировка поверхностно-активных добавок
Добавка Назначение Количество добавки в % от массы вяжущего Примечание
Концентрат СДБ (МРТУ 13-04-35—66) Пластификатор 0,2-0,3 В расчете на сухое вещество
Мылонафт (ГОСТ 13302-77) 0,05-0,1 В расчете на товар- ный раствор мыло- нафта, содержащий 45% воды
Асидол (ГОСТ 13302-77) » 0,05-0,1 То же
Омыленный древесный пек (ЦНИПС-1) Воздухо-вовлека- ющая добавка 0,05-0,1 В расчете на сухое вещество
Микропенообразова- тель Пластификатор 0,05-0,1 То же
Активные минеральные добавки являются обычно составной частью сложного
вяжущего.
Микронаполнители — тоикомолотые минеральные вещества, применяемые
для разбавления цемента и других вяжущих с целью их экономии, когда марка
вяжущего значительно превышает марку закладочной смеси (т. е. прочность
смеси в 28-дневном возрасте), а также для получения равномерной и плотной
структуры закладочного массива. Применение микронаполнителей, кроме того,
придает смесям пластичность, улучшаются деформационные характеристики
массива, снижается экзотермический эффект.
В качестве мнкронаполнителей можно применять известняк, песчаник, глину,
песок, хвосты обогатительных фабрик, золошлаковые отходы ТЭЦ, гранулирован-
ные металлургические шлаки. Процентное содержание микронаполнителя уста-
навливается опытным путем.
Тонкость помола микронаполннтеля — 15—20 % остатка на сите 0,08. Помол
может производиться совместно с вяжущими или отдельно.
Поверхностно-активные добавки — это органические вещества, применение
которых в небольших количествах (обычно доли процента) приводит к улучшению
реологических и прочностных характеристик закладочных смесей. Эти добавки
обычно вводят непосредственно в смеси в процессе приготовления
(табл. IX.30.)
Наиболее распространенные, сульфндно-спиртовая барда (ССБ) и продукты
ее переработки — концентраты сульфнтно-дрожжевой бражки (СДБ), мылонафт,
асидол, омыленный древесный пек, мнкропепообразователь типа БС, гидролизо-
ваииая крсмнеоргачическая жидкость ГКЖ-Ю и др.
СДБ поставляется в виде жидких (КДЖ) и твердых (КДТ) кон-
центратов, которые перед применением разбавляют водой до рабочей конси-
стенции.
ССБ и СДБ как пластификаторы наиболее эффективны при повышенных
содержаниях вяжущего (табл. IX.31).
Пено- и газообразующие добавки могут применяться для пригото-
вления расширяющихся смесей с целью дозакладки выработанного простран-
ства
Алюминиевая пудра применяется как газообразоватсль Относительное уве-
личение объема закладки — 25—35 % прн расходе 0,3—0,8 кг пудры на 1 м3
закладки.
587
Таблица IX.31
Зависимость транспортабельности смесн от концентрации ССБ
(данные института «Казмехаиобр»)
Концентрация ССБ. % от массы вяжущего Транспортабельность в условных единицах Прирост транспор- табельности
0 16,0 100
0,15 8,5 188
0,30 7,8 205
0,60 7,0 228
1,0 6,5 246
Ускорители схватывания и твердения — хлористый кальций, хлористый
натрий, строительный гипс (полуводный). Добавка хлористого кальция и хлори-
стого натрия не более 3 % от массы вяжущего.
Замедлители схватывания и твердения — клеи животные, поверхностно-
активные вещества, бура, кератин.
§ 183. Вода для затворения смеси
Вода, применяемая для затворения смеси, не должна содержать вредных
примесей. Величина pH не менее 4.
Содержание сульфатов не должно превышать 0,27 % массы воды (в пересчете
иа ионы SOJ. Содержание растворимых солей не более 5000 мг/л.
Природные воды с углекислотной агрессивностью можно применять, если
содержание свободной углекислоты ие более 15—20 мг/л. Сточные воды, загряз-
ненные примесями, применять ие рекомендуется.
§ 184. Твердеющие закладочные смеси
Свойства твердеющей смеси. Твердеющие закладочные смесн получают путем
перемешивания определенных количеств вяжущих, заполнителя, добавок и воды.
В процессе схватывания вязко-пластичная смесь теряет подвижность и превраща-
ется в твердое тело.
В зависимости от крупности инертных заполнителей твердеющие смеси под-
разделяют на два вида: с крупным заполнителем и без крупного заполнителя.
Существуют классификации смесей по виду главного компонента вяжущего:
цементные, шлаковые, известковые и т. д.
Подвижность — это способность смеси растекаться под действием силы тя-
жести или внешних воздействий. Часто твердеющие смеси содержат избыточное
количество воды для приобретения необходимой подвижности и обеспечения
качественного перемешивания. ►
Подвижность определяют конусом СтройЦНИИЛ (для смесей без крупного
заполнителя) или конусом Абрамса (для смесей с крупным заполнителем).
Конус СтройЦНИИЛ (рис. IX. 13) выполнен из металла, имеет массу 300 ±
± 2 г, высоту 145 мм, диаметр основания 75 мм и угол при вершине 30е. Для
определения подвижности конус сопрнкасают с подготовленной смесью, а затем
дают возможность его свободному погружению в смесь. Подвижность твердеющих
смесей характеризуется глубиной погружения конуса и изменяется в пределах
8—16 см, а чаще всего 10—13 см. Подвижность смеси регулируют количеством
воды, вяжущих веществ и пластификаторов.
Расслаиваемость — это свойство смеси терять однородность при транспорти-
ровании, хранении н укладке. Определять расслаиваемость можно с помощью
588
Рнс. IX.13. Конус Строй ЦН ИЛ для опреде-
ления подвижности закладочных смесей:
/ — стойка, 2 — подвижная планка; 3 —
стержень конуса; 4 — конус; 5 — цифер-
блат; 6 — измерительный блок; 7 — сосуд
с испытуемой смесью; 8 — измерительная
штанга; 9 — зажим
Рнс. IX.14. Прибор для определения рас-
слаиваемое™:
1 и 2 — кольца; 3 — платформа; 4 — ци-
линдр
прибора (рис. IX. 14). Прибор запол-
няют смесью и вибрируют в течение
30 с. После вибрирования сдвигают
кольца по платформам, смесь из
кольца и цилиндра помещают в сосуды
и определяют осадку. За критерий
расслаиваемое™ принимают разность
объемов погружения конуса в растворную смесь кольца 1 и цилиндра 3. Объем
погружения конуса определяют по табл. IX.32.
Расслаиваемость смесей можно оценивать коэффициентом расслаиваемое™
(метод В. П Кравченко)
Кр=-^-, (IX.29)
Таблица 1X32
Зависимость объема погружения части стандартного конуса (смя),
от глубины его погружения, см
Погружение конуса в растворную смесь
см СМ’ см см’ СМ СМ’
1,0 0,0 6,0 15,0 10,5 80,5
2,0 0,5 6,5 19,2 11,0 92,7
2,5 1,0 7,0 23,9 11,5 106,0
3,0 1,9 7,5 29,5 12,0 120,4
3,5 3,0 8,0 35,7 12,5 135,9
4,0 4,4 8,5 42,9 13,0 153,5
4,5 6,4 9,0 50,6 13,5 171,9
5,0 8,7 9,5 59,8 14,0 191,8
10,0 70,0 14,5 213,2
589
где tJ — предельное напряжение сдвига
вибрироваиной смеси, Па; т0 — предельное
напряжение сдвига невибрированиой сме-
си, Па
Значения Кр возрастают с увеличением
водоцемеитного отношения и содержания
крупного заполнителя. Для смесей, тран-
спортируемых по трубам, оптимальное зна-
чение Кр = 1 — 1,3.
Транспортабельность твердеющих сме-
сей — это способность перемещаться по тру-
бам без закупорки трубопроводов. Тран-
спортабельность зависит от реологических
характеристик смесн, динамической вязкости
и предельного напряжения сдвига, се рас-
слаиваемое™, состава н темпа «старения»
Рис. IX. 15. Схема прибора для опре- СМССН.
деления предельного напряжения Динамическая вязкость — это величина
сдвига сил внутреннего прения между частицами
смеси при ее движении
Предельное напряжение сдвига характеризует сопротивление движению
смеси за счет сил трения о стенки трубопровода и определяется по формуле
3Pd
Та “ 16/ ’
(IX.30)
где Р — сопротивление трубопровода сдвижению смесн (Па) при скорости V—► 0;
d — внутренний диаметр трубопровода, м; I — длина трубопровода, м.
Величину предельного напряжения сдвига т0 можно определить на приборе
Э О. Штернбека (рис IX 15) Стальной цилиндр / (отрезок грубы размером
/ — d = 0,15 м), установленный на подставке 2, заполняют твердеющей смесью 3.
Цилиндр соединяют стальной лентой 4 через шкив 5, укрепленный на штативе 6,
с мерным сосудом 7 (масса которого равна массе цилиндра) Из бачка 8 в мерный
сосуд переливают воду до тех пор, пока ее вес F не станет равным усилию сдвн->
ження смесн на всей площади поперечного сечения трубопровода длиной I и
диаметром d. Величина
3F
“ 4лЛ •
Величину динамической вязкости можно определить па вискозиметрах, и
расчетным или графическим путем (рис. IX 16)
^Старение» смеси — это изменение ес реологических характеристик во вре-
мени.
В практике важно знать время, в течение которого предельное напряжение
сдвига данной смеси достигает максимально допустимых (по условиям транспорта-
бельности) значений.
(IX.31)
<р ='Г<"7с~Т°. (1X32)
где /р — время, в течение которого смесь остается транспортабельной, мин;
тотах = 176—196 Па; т0 — фактическое значение предельного напряжения сдвига
данной смеси, Па; Кс — коэффициент старения смеси, являющийся функцией
температуры Кс — f (7), Па/мин (табл. IX 33).
Необходимая в практике закладочных работ транспортабельность твердеющих
смесей обеспечивается при выполнении следующих условий- предельное напря-
жение сдвига не должно превышать 196 Па; коэффициент расслаиваемое™ — не
более 1,3; содержание крупного заполнителя — не более 40 % от общей массы
заполнителя; коэффициент раздвижки зерен мелкого заполнителя пе менее 1,2-
Время схватывания твердеющей смеси должно быть больше времени, необхо-
димого для доставки ее в выработанное пространство и возможных организацией-
590
Рнс. IX. 16. График зависимости динамической вязкости л от предельного напряжения
сдвига То для смеси подвижностью 9 — 12 см
ных и аварийных остановок. Схватывание твердеющих смесей па цементном
вяжущем начинается через 0,5—2 ч после затворения, а с применением микро-
наполнителей — через 4—5 ч. Твердеющие смеси иа низкомарочных вяжущих
с использованием золошлаковых отходов имеют сроки схватывания до 5 сут
(табл. IX 34). Регулирование сроков схватывания осуществляют с помощью
добавок — ускорителей н замедлителей твердения.
Антикоррозийная стойкость — устойчивость к воздействию агрессивных
шахтных вод. Прн коррозии закладочного массива происходит растворение и
выщелачивание ряда компонентов, ведущее к снижению устойчивости и прочности
Таблица IX.33
Значения /Сс для некоторых составов закладочных смесей
(при t -= 15 —18 °C)
Расход материалов па I м' смеси, кг л». Па Па/мнн
Вяжущие Заполнители
цемент S- Кк песок вий' анги- дрит дроб- леный шлак ОФ пода
300 1400 — __ 400 136,3 1,40
200 — 300 1000 500 — — 330 96,1 0,89
80 520 — — — 700 700 370 100,0 0,69
40 560 — — — 1400 — — 300 83,4 0,46
80 520 — — — 1500 — 300 99,0 0,44
100 200 200 — — 1600 — 350 115,7 0,44
200 — 300 — — 1600 — 320 125,5 0,39
200 300 — 750 750 350 96,1 0,34
150 125 225 — 750 750 450 101,0 0,42
150 125 225 — — — 1600 — 350 107,9 0.41
591
Таблица IX.34
Сроки схватывания некоторых твердеющих смесей
(водовяжущее отношение 0,7)
Смесь Сроки схватывания, ч
начало конец
Сульфатированный цемент и песок (1 : 3) Шлакопортлаидцемент и песок 1-00 1-00 16-00 12-00
Сульфатированный цемент, глина и песок (1:1:6) Шлакопортлаидцемент, глина н песок 5-40 32-00
5-50 31-00
Доменный шлак I сорта и песок (1 : 3) 6-00 32-00
Быстроохлаждеиный котельный шлак и песок (1 : 3) с добавлением 3% портландцемента Фильтрованный топливный шлак и песок^П . 3) 6-00 32-00
1-30 14-30
закладочного массива Наиболее опасна сульфатная коррозия, вызываемая шахт-
ными водами с повышенным содержанием ионов SO4. Меры борьбы с сульфатной
коррозией- введение в состав вяжущих пуццолановых добавок и максимальное
уплотисиие твердеющей смеси.
Усадка твердеющей смеси — это уменьшение объема цементного камня в про-
цессе твердения. Усадка вызывает развитие в твердеющем массиве внутренних
напряжений и усадочных микротрещин, образование пустот между затвердевшим
массивом и кровлей камеры приводит к снижению несущей способности искусствен-
ных целиков. Усадка возрастает с увеличением расхода вяжущего, его марки,
расхода воды затворения и водоцементного отношения. Значительное влияние иа
величину усадки бетонов оказывает относительная влажность окружающей среды.
Так, в возрасте 90 суток усадка образцов бетона прн 100 %-ной влажности среды
была в 10 раз меньше, чем при влажности 50 %. Во всех случаях наибольшая
усадка наблюдается в начальный период твердения (до 1—2 мес.).
Усадка закладочного массива во влажных условиях шахтной атмосферы
составляет 0,5—3,0 мм/м.
Тепловыделение связано с экзотермическими реакциями гидратации основных
компонентов вяжущего. Наиболее интенсивно тепловыделение в период схваты-
вания и начала твердения, причем самые высокие температуры отмечаются в ядре
закладочного массива (рис. IX. 17). Повышение температуры способствует интен-
сификации твердения смесей, но в то же время вызывает температурные напряже-
ния массива, увеличивает тепловой баланс рудничной атмосферы, затрудняет
проветривание и охлаждение воздуха в забоях при разработке месторождений па
больших глубинах.
Тепловыделение твердеющих смесей оценивается величиной удельного тепло-
выделения вяжущего
<7 = -^-, (IX.33)
где Q —общее количество теплоты, выделенное гидратирующим вяжущим за
данный промежуток времени, Дж (определяется лабораторным путем); g — масса)
вяжущего, г. Значения q для некоторых твердеющих смесей приведены в табл.
Максимально возможное повышение температуры при твердении смесн дан-
ного состава определяют по формуле
Д/ =-------------2--------д-, (IX. 34)
0,20(1 -I-Зм + Знр) + д-
592
Рис. IX.17. Температура Т ядра закладочного массива объемом более I тыс. м* во вре-
на единицу массы вяжущего;
— водоцементное (водовяжущее)
отношение.
Тепловыделение можно снизить применением низкомарочных ^вяжущих,
обладающих незначительной экзотермней.
Прочность твердеющей смеси оценивается несколькими критериями: пределами
прочности при сжатии, растяжении, изгибе н др. На практике часто определяют
пределы прочности при сжазии и растяжении, первый характеризует несущую
способность закладочного массива, второй устойчивость массива по отношению
к сейсмическому действию взрыва. Предел прочности прн сжатии определяют при
испытании образцов в форме куба с длиной ребра 30; 20; 15; 10; 7,07 см
но ГОСТ 10180—78 и называют кубиковой прочностью.
Таблица IX 35
Удельное тепловыделение твердеющих закладочных смесей
в различные сроки твердения
Состав вяжущего Удельное тепловыделение, Дж/г. за
1 сут 3 сут 6 сут 7 сут
Цемент марки 400 — 100% 122,7 118,3 130,0 143,6
Ангидрит — 90%, цемент — 10% — — —
Шлак руднотермических печей РТП — 60% 73,9 72,0 73,9 74,0
Атидрит — 40%, шлак РТП —40%, Цемент — 20% 55,3 36,8 36,2 —
Ангидрит — 55%, шлак РТП — 37%, Цемент — 8% 40,8 44,8 50,4 51,7
Клинкер —47%, шлак котельный — 8.5%, цемент —44,5% 147,8 196,2 176,9 193,8
593
Таблица 1Х.36
Значение переводного коэффициента
Форма и номинальный размер образцов, мм Перевод- ной i коэф- Я фициент 1 Форма и номинальный размер образцов, мм Пере- водной фициент
Кубы с ребром. Цилиндры диаметром и вы-
70 0,85 сотой:
100 0.91 70X140 и 100X200 1,16
150 1.0 150X300 1,20
200 1,05 200X400 1.24
300 1,10 300X 600 1,28
70X70
100X100 —
Предел прочности (Па) при сжатии
Я = (IX.35)
где Р — разрушающая нагрузка, Н; F — средняя рабочая площадь образца, м2;
а — переводной коэффициент к кубнковон прочности эталонного образца с ребром
15 см (табл. IX.36); Ка — поправочный коэффициент, учитывающий влажность
бетона образца, для закладочных бетонов = 1.
Испытание образцов производят на гидравлических прессах марок П—5,
П—10, П—50, П—125. Скорость равномерного нагружения образца ие более
0,29 МПа в секунду.
Определение предела прочности на растяжение при изгибе производят па
образцах—б алочках в форме прямоугольного параллелепипеда квадратного сече-
ния. Длина балочек в 4 раза больше размера стороны их поперечного сечения.
Предел прочности иа растяжение (Па) при изгибе
^Р.и=б§-^. (IX.36)
где Р — разрушающая нагрузка, Н, / — расстояние между опорными валиками,
м; а — сторона квадратного сечения балочкн, м; Ка — поправочный коэффи-
циент, учитывающий влажность бетона образца, для закладочных бетонов =
= 1,6 — переводной коэффициент к прочности эталонной балочки 15Х 15X60 мм,
определяется экспериментально по методике, изложенной в ГОСТ 10180—78.
Требования, предъявляемые к составам твердеющих закладочных смесей.
Состав твердеющей смесн должен обеспечивать- необходимую прочность закладоч-
ного массива в установленные сроки; необходимые показатели пластичности,
удобоукладываемостн и расслаиваемое™; удовлетворительные реологические
свойства и транспортабельность; время схватывания, соответствующее условиям
транспортирования и укладки; минимальные показатели усадки и тепловыделения;
несложную н высокопроизводительную технологию приготовления смеси; воз-
можность механизации и автоматизации основных технологических процессов;
минимальную стоимость закладочной смеси
Проектирование состава твердеющей смесн. Расчет состава твердеющей
смесн заключается в установлении соотношения между составляющими мате-
риалами, которое должно обеспечивать получение смесн необходимой подвиж-
ности, транспортабельности и прочности (в заданный срок) при минимальном
расходе вяжущего. В ряде случаев к твердеющей закладке предъявляют требова-
ния коррозийной стойкости, удлиненных сроков схватывания и др Исходные
закладочные материалы в большинстве случаев нс стандартизируют, что делает
затруднительным использование для расчетов общепринятых методик из практики
строительства. Методика расчета сводится к следующему.
594
Значения коэффициента А
Характеристика заполпнтелеП н вяжущего А
Высококачественные 0,65
Рядовые 0.60
Пониженного качества 0,55
1. В лабораторных условиях опре-
деляют все основные фнзико-механи-
ческие характеристики исходных ма-
териалов
2. Принимают требуемое соотно-
шение мелкого н крупного запол-
нителей, учитывая при этом, что со-
держание крупного заполнителя в об-
щей массе заполнителей не должно
превышать 40 % для гравия н 30—
35% для щебня, а максимальная круп-
ность зерен должна составлять около
1/5 диаметра трубопровода.
3. Устанавливают ориентировочно общий расход мелкого и крупного запол-
нителей па 1 м’ смесн, для чего предварительно принимают возможный расход
вяжущего 300—350 кг/м3 (минимально необходимый из условия обеспечения
удовлетворительной транспортабельности смеси). Водоцемеитное отношение
принимают в пределах 0,75—1,05 для смесей с крупным заполнителем и 1,0—1,4
для смесей без крупного заполнителя или, с учетом марки вяжущего и требуемой
прочности закладки, рассчитывают ориентировочно по формуле
В AR^
ц
где & — водоцемеитное (водовяжущее) отношение; /?б — необходимая проч-
ность бетона в возрасте 28 дней, Па; Лц — активность цемента (вяжущего), Па;
А — коэффициент, зависящий от свойств н качества материалов (табл. IX.37).
Расход заполнителя (кг/м3)
G _ Уз. мУз. к (УцУв — УМ — Уц5)
УпУв (Уа. к — Уз. иК — Уз. мЮ
(IX.37)
(IX.38)
где Уз. м — плотность мелкого заполнителя, кг/м3, уа. и— плотность крупного
заполнителя, кг/м3; уц — плотность вяжущего, кг/м3; ув—расход вяжущего,
кг/м3; В — расход воды, кг/м3; К — содержание крупного заполнителя в общей
массе заполнителей, доли единицы
(IX.39)
где G3.K— расход крупного заполнителя, кг/м3.
4. Рассчитывают минимально необходимый расход вяжущего по формуле,
учитывающей пустотиость мелкого заполнителя и соотношение масс крупного н
мелкого заполнителей.
(IX.40)
В
— — принятое
объемная масса
г ^ул°з(1-Ю(у3.м-у;м)
min - Ч~В\ i ’
Уз. мУэ.м [ уц ) Уц + Ув I
где Gn. mm— минимальный расход вяжущего на 1 м3 смеси, кг;
предварительно водоцементное отношение; у'3 м — насыпная
мелкого заполнителя, кг/м3; гм — коэффициент раздвижки зерен мелкого заполни-
теля, принимается гм > 1,2 или определяется по формуле
Уз.мУз.м0ц[Уц + Ув]
г„-------1\Ц/---------- J (1X41)
УцУц^З. м (Уз. М Уз. м)
где Оц—расход вяжущего на 1 мэ смеси, кг.
595
Таблица 1Х.38
Удельная поверхность зерен (м2'кг) при одинаковой форме
в зависимости от размера зерен по И. П. Александрину
Фракция, Средний зерен, м Удельная поверхность. м*/кг Франция, Средний размер зерен, м Удельная поверхность. м*/кг
80-40 0,06 0,038 2,5-1,2 0,00185 1,228
40 -20 0,03 0,076 1.2-0,6 0,00090 2,525
20—10 0,015 0,151 0,6-0,3 0,00045 5,050
10-5 0,075 0,303 0,3-0,15 0,000225 10,100
5-2,5 0,00375 0,606 0,10 0,00010 25,000
Необходимый расход вяжущего, точнее, вяжущего, глинистых и илистых
частиц, можно определить также по эмпирической формуле
„0.49
Л1 = 13^, (IX.42)
где М — расход частиц фракции —0,15 мм на единицу массы заполнителей, кг/т;
у — плотность заполнителя в массиве, кг/м8; Q— удельная поверхность
заполнителя, определяемая по методу И. П. Александрина исходя из грануло-
метрического состава, м2/кг (табл. IX.38).
5 С учетом установленных расчетом количеств вяжущего и заполнителей,
расходуемых па приготовление 1 м3 смеси, уточняют расход воды затворения
и водоцемситпое соотношение. Для этого готовят опытный замес с доведением
подвижности до 23—25 см для смесей с крупным заполнителем (по конусу Абра-
мса) или до 9—11,5 см для смесей без крупного заполнителя. Если расход воды
затворения и водоцементное отношение существенно отличаются от предварите-
льно принятых, расчет состава смеси повторяют, причем, за исходные теперь
принимают полученные уже значении расхода вяжущего, воды и водоцементиого
отношения, и окончательно корректируют соотношение компонентов после но-
вого пробного замеса
б При определенных расчетом расходах вяжущего и заполнителей, изменяя
расход воды в пределах 0,7—1,3 от расчетной величины, определяют предельное
напряжение сдвига н коэффициенты расслаиваемое™ для устаповлеиия^прсделов
допустимых колебаний и водоцементиого отношения.
Минимальные значения расхода воды и водоцементиого отношения для дан-
ного состава соответствуют значениям предельного напряжения сдвига 176—
196 Па, а максимальные — значениям коэффициента расслаиваемое™ 1,25—
1,3.
7. Приготовив пробный замес смеси со средним значением водоцементиого
отношения, определяют коэффициент старения смеси н время, в течение которого
свежеприготовленная смесь будет оставаться транспортабельной.
8. Устанавливают прочностные характеристики подобного состава за-
кладки и ее коррозийную стойкость, для чего приготовляют контрольные кубики
нз исследуемою состава и испытывают их в соответствии с методиками ГОСТ.
Если прочность закладки в соответствующем возрасте окажется выше тре-
буемой, часть вяжущего можно заменить тоикомолотой инертной добавкой.
Величину добавки устанавливают экспериментально. Если же прочность закла-
дочного массива недостаточна, необходимо увеличить расход вяжущего с соот-
ветствующим перерасчетом состава смеси или использовать другие вяжущие
с более высокой активностью.
Подобранный расчетом номинальный состав твердеющей закладочной смесн
пересчитывают на производственный с учетом естественной влажности применя-
емых материалов
596
Таблица 1Х.39
Себестоимость (руб/м*) твердеющих закладочных смесей по статьям затрат на рудниках СССР
Статьи затрат майскиft Гайский Тскслмйскнй Леиииогорский полиметаллический комбинат
"кладка Глнноце- мептная закладка РиддерскпП рудник РК нм 40-лстня ВЛКСМ Ткшик- РУДННК
деющая закладка Гидро- смесь деющая закладка Гидро- смесь Твер- деющая закладка
Заработная плата 0,35 0,51 0,29 0,29 0,13 0,14 0,30 0,24 0,75
Материалы:
шлак 0,6 0,98 7,17 0,96 — — — — —
цемент 0,26 0,63 3,71 0,95 3,67 — 4,01 — 5,84
щебень — — 1,4 — — — — — —
песок 0,7 0,63 2,05 — — — — — —
вода, пар — 0,03 0,01 0,01 0,01 — 0,04 0,03 —
Электроэнергия 0,1 0,11 0,17 0.96 0,06 0,03 0,03 0,02 0,01
Сжатый воздух — 0,1 0,07 0,04 0,03 0,03 0,06 0,06 —
Амортизация 0,22 0,25 0,28 0,27 — — — — —
Транспортные расходы — — 3,85 2,14 0,10 — 0,10 — 2,09
Цеховые расходы 0,25 0,54 1,05 1,06 0,06 - 0,02 - 0,38
Всего 2,48 3,78 13,41 5,64 4,16 0,19 4,56 0,35 7,60
§ 185. Технико-экономические показатели применения
закладочных смесей
Эффективность закладочных работ в значительной мере зависит от при-
меняемых материалов, определяющих как физико-механические свойства и рео-
логические характеристики, подвижность или пластичность, угол растекания
и расслаиваемое™, так и стоимостные показатели (табл. IX.39).
Составы твердеющих смесей подбирают с учетом наличия материалов требу-
емой прочности и принятой технологии приготовления, транспортировки и
укладки смеси. Снижение себестоимости приготовления смеси достигается обыч-
но за счет использования дешевых местных материалов и отходов производства;
песков и песчано-гравийных смесей, известняков, гипсов, ангидритов, гранули-
рованных и отвальных шлаков черной и цветной металлур: ин и т п
ГЛАВА 3
ТЕХНОЛОГИЯ ЗАКЛАДОЧНЫХ РАБОТ
Основными технологическими процессами закладочных работ являются:
подготовка закладочных материалов; приготовление закладочных смесей; до-
ставка смесей к месту возведения искусственного массива; возведение искусст-
венного массива.
Подготовка закладочных материалов заключается в их добыче, дроблении,
сортировке и транспортировке в бункера закладочной установки
Приготовление смесей заключается в дозировании подготовленных исходных
материалов, доставке их в смесительное устройство, перемешивании и подаче
в транспортный трубопровод или непосредственно в выработанное пространство.
Доставка смесей, как правило, осуществляется по трубопроводам самотеч-
ным или самотечно-пневматическим способами.
Процесс возведения искусственного массива составляют операции подготовки
выработанного пространства к закладке и укладки закладочной смссн п пустоты.
Совокупность поверхностных и подземных сооружений, механизмов и обо-
рудовании, обеспечивающих выполнение основных процессов закладочных ра-
бот, называется закладочным комплексом
Комплекс оборудования и механизмов, предназначенных для приготовле
иия закладочной смеси, называется закладочной установкой.
Закладочные установки подразделяют по конструктивному исполпеник
на стационарные и передвижные (временные); по местоположению — подземные
и поверхностные, по зонам обслуживания — центральные и участковые; пс
принципу работы смесительного устройства — периодического и непрерывного
действия.
В настоящее время наибольшее распространение получила технология
закладочных работ с приготовлением твердеющих смесей иа центральных закла
дочиых установках стационарного типа, расположенных на поверхности и обо
рудоваиных смесительными устройствами непрерывного действия.
§ 186. Подготовка закладочных материалов
1. Подготовка инертных заполнителей. В процессе подготовки обеспечива
ются необходимый гранулометрический состав и влажность заполнителя, про
изводится удаление вредных примесей и включений.
Подготовка породы заключается в измельчении крупиокускового материал*
до необходимого размера (рис. IX. 18). В зависимости от крупности исходное*
материала, дробление может осуществляться в одну или несколько стадий Нг
первой стадии применяют щековые дробилки, на второй — конусные и молотко
вые.
598
Работа дробильно-сортировоч-
ных установок может быть органи-
зована в замкнутом или открытом
циклах. При работе в замкнутом
цикле лучше обеспечивается по-
стоянство гранулометрического со-
става заполнителя
Подготовленный закладочный
материал направляется иа скла-
ды, расположенные вблизи закла-
дочных установок.
В зависимости от климатиче-
ских условий сооружают открытые
пли закрытые склады. По кон-
структивному исполнению н спо-
собам разгрузки и загрузки скла-
ды бывают траншейного или бун-
керного типа. Разгрузка траншей-
ных складов обычно скреперная
Запас закладочного материала
иа складах должен быть не менее
суточной потребности закладоч-
ного комплекса.
Отвальные хвосты обогатитель-
ных фабрик прошлых лет перера-
ботки добывают в законсервиро-
ванных хвостохранилищах, не
допускай попадании в закладочный
материал вскрышных пород. Для
удалении глинистых и илистых
включений, а также посторонних
предметов необходимо грохочение
хвостов непосредственно па хвосто-
хранилище или иа закладочном
комплексе
При использовании текущих хвостов обогащения необходимы их сгущение,
чтобы повысить содержание твердого до 60—80 %, и классификация с целью опти-
мизации гранулометрического состава. В качестве сгустительпых и классифици-
рующих аппаратов применяют гндроциклоиы, сгустители, классификаторы и
вакуум-фильтры различных типов.
Подготовка вяжущих. Сложные вяжущие готовят путех! совместного сухо-
ю или мокрого помола исходных компонентов в рудораэмольных или цементных
мельницах.
Наибольшее распространение получила технология приготовления вяжу-
щего на основе металлургических шлаков совместного с цементом мокрого по-
мола в шаровых и стержневых мельницах с центральной разгрузкой.
Основные характеристики продуктов помола: тонкость измельчения и со-
держание твердых частиц (плотность пульпы). Тонкость помола зависит от раз-
меров и производительности мельниц, величины шаровой загрузки и консистен-
ции пульпы Тонкость мокрого помола гранулированного доменного шлака
в шаровых мельницах (табл. IX 40), работающих в открытом цикле, характе-
ризуется выходом фракции — 74 мкм от 30 до 70 % и плотностью пульпы
1550-1800 г/л.
Параметры вяжущей пульпы — процентное содержание твердого по массе,
Г : Ж по весу — могут быть определены по номограмме, представленной на
рис. IX.19.
Эффективность помола шлака зависит от производительности мельницы
(габл IX 41),
Тонкость измельчения шлака можно повысить классификацией шлаковой
пульпы в гидроциклоиах, работающих в замкнутом цикле с мельницей.
Рнс. IX.18. Технологическая схема подготовки
закладочного материала:
1 — гидромонитор; 2 — буроаой станок; 3 —
экскаватор. 4 — вагон, 5 — железнодорожный
путь. 6 — бункер: 7 — питатель; в — грохот;
9 — щекоаа» дробилка; 10 — конвейер, II —
грохот, 12 — конусная дробилка; 13 — кон-
вейер; 14 — грохот; 15 — молотковая дробил-
ка; 16 — полубупкерный склад; 17 — пита-
тель; 18 — погрузочные бункера; 19 — кои-
599
Таблица IX 40
Выход фракции (%) после помола гранулированного шлака
в мельнице МШР-2100Х3000
Фракции, мм Производительность мельницы (т/ч) и плотности пульпы, г/л Фракции, мм Производительность мельницы (т/ч) и плотности пульпы, г/л
3 6 12 3 6 12
1976 1980 2050 1976 1980 2050
Более 1,0 1-0,75 0,75-0,5 0,5-0,2 0,14 0,5 1,55 15,6 0,32 0,87 3,38 20,06 2,65 3,33 7,63 22,31 0,2-0,15 0,15-0,1 0,1-0,074 Менее 0,074 8,07 18,5 3,82 51,83 6,97 17,7 3.9 46,8 6,66 14,53 3,04 39,85
Оптимальные параметры помола различных материалов целесообразно уста-
навливать опытным путем в зависимости от размалывасмостн материала.
Удельную производительность мельницы (т/м3) определяют по формуле
л - (Рк — Ри) (IY41I
Я1~ л (D —0,15)2 L ’ (1X43)
где Q — производительность мельницы, т/ч; рк — выход класса —74 мкм после
измельчения, в долях единицы; Рн — содержание класса —74 мкм в исходном
продукте в долях единицы, D н L — диаметр и длина мельницы, м.
Удельную производительность проектируемой мельницы определяют по
формуле
= (1X44)
где Ки — коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости, проектируе-
мого к размолу и размалываемого шлака; К[( — коэффициент, учитывающий раз-
Рис IX 19. Номограмма для определения параметров вяжущей пульпы:
Уш — плотность шлака, с — Т Ж, ₽ — содержание твердого в пульпе; а — плотность
пульпы; / — содержание твердого в пульпе; 2 — Т : Ж по массе
600
Таблица IX 41
Выход фракции — 74 мкм (%) в зависимости от производительности
мельницы
Измельчаемый шлак мельницы Прензводительпость мельницы, т/ч
3 6 12 18
Криворожский 2700X 2100 66 64 50 42
Магнитогорский 3000X 2100 52 47 40 34
личие в крупности исходного и конечного продуктов па действующей и проек-
тируемой закладочных установках; Кл — коэффициент, учитывающий различие
в диаметрах барабанов мельниц; Кт — коэффициент, учитывающий различие
в типе проектируемой и работающей мельниц.
где Dt — диаметр проектируемой мельницы, м.
Производительность проектируемой мельницы
_ qn(D — 0,l5)2L
Q"~ 4(Рк-Ри) • (1Х46)
Прн использовании товарных вяжущих подготовка нх заключается в орга-
низации хранения и доставки на закладочные комплексы.
На рнс. IX.20 приведена схема хранения и централизованной доставки
цемента на несколько закладочных комплексов с механизацией всех погрузочно-
разгрузочных, складских и транспортных операций.
601
Железнодорожный
или автомобиль
Железнодорожный
или автомобиль-
Рнс. IX.21. Принципиальная схема приготовления смесн на крупном
закладочном комплексе
Цемент, поступающий в вагонах-цементовозах направляется на централь-
ный склад цемента, оборудованный двумя пневматическими цемеитоподъемниками
0-588 и компрессорной установкой. Для разгрузки крытых вагонов используется
цементоразгрузчик с цементоподъемником
На закладочные комплексы цемент доставляется автоцементовозами грузо-
подъемностью 12—24 т, загрузка которых производится нз силосов централь-
ного склада самотеком в течение 3—5 мин.
На комплексах цемент из автоцементовозов пневмотранспортом перегружа-
ется в приемные силосы, откуда по мере потребления подается ппевмоэжектором
л расходный бак. Дозирование цемента перед подачей его в смеситель производи-
тся миогоскоростным шнековым дозатором. Силос-осаднтель связан трубопрово-
дами с приемными силосами и расходным баком и предназначен для очистки тран-
спортирующего воздуха от цемента, а также служит резервной емкостью при
переполнении расходного бака.
§ 187. Приготовление закладочной смеси
Приготовление закладочной смесн производится на закладочных установках
и заключается в подаче отдозированных количеств вяжущего, инертного запол-
нителя и воды в смесительное устройство, где в процессе перемешивания образу-
ется смесь необходимого состава В качестве смесительных устройств использу-
ются бетоносмесители непрерывного действия производительностью от 5 до
120 м3/ч, применяемые в производстве строительных материалов. Качество за-
кладочной смеси во многом определяется точностью дозирования исходных ком-
понентов закладки. Применяются различные типы дозирующих и контролирую-
щих устройств, устанавливаемых на линиях подачи вяжущего, инертного за-
полнителя, воды.
Одна из схем приготовления закладочной смеси показана на рис. IX.21.
Технология приготовления твердеющих смесей зависит от вида закладочных
материалов, состава смеси, местоположения н мощности закладочной уста-
новки.
На рис. IX.22 представлена
схема приготовления твердеющей
смеси на основе цемента, песка и
щебня.
603
Схема позволяет использовать в качестве заполнителя отвальные хвосты
обогащения при условии предварительного их отсеивания от посторонних вклю-
чений.
В схеме с использованием в качестве инертного материала текущих хвостов
обогащения (рис IX 23) хвосты, содержащие 30 % твердого, песковыми на-
сосами подаются в батарею гидроциклонов ГЦ-50 диаметром 500 мм, где
производится их обезвоживание. Пески гидроциклонов с содержанием твердого
70 % поступают для приготовления закладки в смеситель непрерывного действия,
а слив с содержанием твердого 8—10 % направляется па фабрику или в хвос-
тохраинлище. Гидроцнклоиы снабжены насадками различного диаметра
для регулирования подачи хвостов в зависимости от состава закладочной смеси.
При больших объемах закладки приготовление смесей может производи-
ться с использованием вяжущих, приготовленных в помольном отделе-
нии закладочного комплекса (рис. IX.24).
Предусмотрено несколько технологических схем приготовления смеси:
шлаковой; цементной; гидрозакладки, а также производство сухой песчано-
цементной смесн.
При работе по шлаковой схеме доменный шлак н песок из вагонов-думпкаров
и самосвалов / выгружаются в приемные бункера 2 и далее по конвейеру 3 посту-
пают к распределительным мостам За и 36, обеспечивающим равномерное заполне-
ние складов песка 4 и шлака 5. Затем скреперами 6 и 6а материал подают,
в загрузочные бункера, а из них конвейерами 7, 7а и 8, 8а — в расход-
ные бункера песка 9 и шлака 10. Из расходных бункеров с помощью питателей
и конвейеров песок направляют в два смесителя непрерывного действия 11,
а шлак — в две шаровые мельницы 12, где к нему добавляют для активации це-
мент Шлакоцементная пульпа поступает в промежуточные емкости 13, затем]
шлаковыми насосами 14 направляется в гидроциклоны 15 на классификацию. Из
гидроциклонов крупная фракция возвращается в мельницу, а топкодисперсиый)
материал поступает в смеситель, из которого готовая смесь направляется в за-
604
клалочиый трубопровод 16. Для приготовления закладки используют шахтную
поду из емкости 17.
При работе установки по цементной схеме способ подачи инертного запол-
нителя (песка) остается прежним Подача шлака исключается. Цемент из желез-
нодорожных вагоиов-цнстери выгружают сжатым воздухом в приемные сило-
сы 18 и с помощью пневматической установки 19 подают в расходные силосы 20,
а из инх через дозаторы цемента — в смеситель. При недостаточном содержании
глины в песке предусматривается подача пульпы от имеющегося на поверхности
глинозавода 21.
Для приготовления сухой смеси песок подается в смеситель, куда одновре-
менно поступает из расходного силоса цемент. Полученную смесь через приемный
бункер отгружают в автосамосвалы и доставляют к передвижным закладочным
установкам.
Приготовление гидроэакладочной смеси осуществляется путем отключе-
ния подачи вяжущих и увеличения расхода воды иа 1 м$ закладочного мате-
риала.
Для закладки очистных камер, в которые нельзя подвести закладочный
трубопровод, используют передвижные закладочные установки (рис. IX.25).
Подачу закладки в такие камеры осуществляют через скважины с поверхности,
пробуренные непосредственно в очистное пространство.
Сухая смесь песка и цемента доставляется автосамосвалами с центрального
закладочного комплекса и загружается в бункер, откуда питателем подается
в смеситель, где прн перемешивании затворяется водой.
Готовый раствор выгружается непосредственно в скважину, перекрытую
контрольным ситом для отсортировки негабарита.
Производительность установки 15 мэ смеси в час.
Контроль качества твердеющей смеси. В процессе приготовления твердеющей
смеси необходимо осуществлять оперативный контроль основных характеристик
смеси, подвижности, вязкости, содержания твердого (плотности) и проч-
ности.
Подвижность и вязкость определяются, как изложено выше.
Плотность твердеющей смеси или пульпы (перед добавлением вяжущего)
определяют весовым методом и с помощью плотномеров Прн весовом методе по
величине плотности смеси или пульпы, определяемой взвешиванием, устанавли-
вают содержание твердого по номограмме (см. рис IX 3) или по таблицам, которые
можно составить с помощью формул (IX.7), (IX.8), (XI 9).
Содержание твердого часто выражают в процентах. Оптимальное значение
этой величины 65—80 %. Для непрерывного измерения плотности смеси исполь-
зуются плотномеры Принцип работы плотномера ИП-1 (рнс. IX.26) основан
Рис. IX.25. Схема передвижной закла-
дочной установаи:
1 — бункер; 2 — питатель; 3 — транс-
портер; 4 — смеситель; S — приемная
воронка скважины
Рнс. IX.28. Принципиальная схема плотномера:
I — Датчик; 2 — дифманометр; 3 — ротацион-
ный расходомер, 4 — вторичный прибор
605
Рис IX.27. Схема автоматизированного за-
кладочного комплекса:
УАВ — уровень аварийный (верхний);
УАН — уровень аварийный (нижний), У' —
У" — диапазон рабочего уровня; ИМ —
исполнительный механизм; 1 — крупный
заполнитель; 2 — мелкий заполнитель; 3 —
цемент; 4 — дозатор; 5 — расходомер; 6 —
вода, 7 — конвейер, 8 — смеситель; 9 —
датчик скорости; 10 — вискозиметр; 7/ —
закладка; /2 — счетно-решающее устрой-
ство; 13 — блок управлеикя; 14 — блок
анализаторов
па измерении разности гидростатиче-
ского давления в верхней и нижней
камере датчика с помощью дифма-
нометра и регистрации показаний
вторичным прибором и непрерывной
записью их на круговой диаграмме. Плотномер состоит из датчика, дифмано-
метра, блока питания и вторичного прибора.
Безкоитактное непрерывное измерение плотности и дистанционную запись
показания обеспечивает радиоизотопный плотномер типа ПР-1024В
Для контроля прочности закладки необходимо отбирать пробы готовой смеси,
которыми заполняются специальные формы для опытных кубов размером 10Х
X 10X10 см (для шлакопесчаных смесей) или 20X20X20 см (для бетонных сме-
сей с крупным заполнителем). Количество кубов в пробе — ие менее трех. От-
бор проб производится по каждой закладываемой камере. Количество разовых
проб и периодичность их отбора устанавливается паспортом закладки из рас-
чета ие менее одного отбора (2—4 пробы) на каждые 1000 мэ поданой в камеру
твердеющей смеси.
Испытание образцов производится в установленные проектом сроки.
Автоматизация процесса приготовления закладочной смеси позволяет ус-
пешно решать задачи поддержания заданного состава закладочной смеси. Авто-
матическое дозирование инертного заполнителя, вяжущего и воды обеспечивает
стабилизацию водовяжущего отношения, устойчивый режим транспортирования
смеси.
Система автоматизации (рис. IX 27) предусматривает контроль уровня
и расхода заполнителей, воды и вяжущего, скорости движения и давления смеси
в трубопроводе, вязкости смеси и уровня закладки в вертикальном ставе.
§ 188. Транспорт закладочной смеси
Готовая закладочная смесь транспортируется к месту закладки- по постоян-
ному закладочному трубопроводу, проложенному в выработках, илн по пробу-
ренным и закрепленным трубами скважинам; с помощью специальных бетоново-
зов к закладочным скважинам и далее в выработанное пространство.
Способы транспортирования закладочной смеси. Закладочная смесь может
транспортироваться самотечным, пневматическим или комбинированным спосо-
бами.
При самотечном способе закладочная смесь непрерывным потоком посту-
пает в вертикальный трубопровод и под действием статического напора переме-
щается по горизонтальному участку трубопровода к месту закладки. Предельное
расстояние, на которое смесь может транспортироваться самотеком, называется
участком самотечного транспортирования для данного трубопровода.
При пневматическом способе перемещение смеси в трубопроводе осуществля-
ется при помощи энергии сжатого воздуха.
К комбинированным способам транспорта относятся самотечно-пневматиче-
екий и вибросамотечный.
При самотечно-пневматическом способе энергия сжатого воздуха для переме-
щения смеси используется за пределами участка самотечного транспортирова-
606
пия. Подвод сжатого воздуха производят через специальные пиевмоэжекторы
(форсунки), устанавливаемые через каждые 50—60 м.
При вибро-самотечном способе под воздействием вибрации трубопровода
слой смеси, находящейся у стенок трубопровода, переходит в тиксотропное со-
стояние, при этом резко уменьшается величина пристенного трения и обеспечи-
вается транспортабельность смеси в самотечном режиме на значительное рассто-
яние по горизонтали.
Вибрация става труб обеспечивается специальными вибраторами, установ-
ленными по всей длине трубопровода через каждые 40—60 м. Параметры вибра-
ции частота — 50 Гц, амплитуда — 0,2—0,5 мм.
Расчет трубопроводного транспорта закладочной смеси. Самотечный спо-
соб. Предельная длина горизонтального участка трубопровода при самотечной
транспортировке определяется по формуле
/,вах = Яэя(^--1)-12П1-6п2, (IX.47)
где Кз = 0,7—0,8 — коэффициент запаса высоты вертикального става; Н — вы-
сота вертикального става, м, у — плотность закладочной смеси, кг/.м3, 9,8 — коэф-
фициент размерности; Др — удельное сопротивление трубопровода движению
смеси, Па/м; и, и л2 — число колеи трубопровода с углами поворота 90° и 45°,
принимаемых эквивалентными сопротивлению прямого трубопровода длиной
соответственно 12 и 6 м.
Величина удельного сопротивления трубопровода с учетом фактора ста-
рения смеси
(1Х48)
Др = 0,00081 —~ 4- 5 I,
\ а а1 /
где т0 — предельное напряжение сдвига закладочной смеси, Па; Яс — коэффи-
циент старения смеси, Па/с, / — продолжительность движения смеси по трубо-
проводу, мни; d — внутренний диаметр трубопровода, м; v — средняя скорость
движения смеси, м/с.
Вязкость смеси т]ср (Па-с) определяется техническим вискозиметром и с уче-
том старения
Лер = Ло 4-—» (IX.49)
где т)0—вязкость свежеприготовленной смеси, Па с, Кв — коэффициент из-
менения вязкости при старении смеси, Па с/мин.
Прн известном напряжении сдвига вязкость смеси можно рассчитывать по
формуле
Ло = ^р. (IX.50)
С учетом старения смеси и производительности закладочной установки Q
(м’/ч)
112лй(т0 4-^)
Лер —--------(1X.5I)
Продолжительность движения смеси по трубопроводу
л 60™/*/
'-----4Q-’
(IX.52)
где / — длина трубопровода, м.
607
Т з 6 л И Ш IX 42
Значения динамической вязкости и удельною сопротивлении
трубопровода
<Т, мм т,. Па V. М/С и, па-с Др. Н/м
150 112,78 0,4 0,2115 0,653
175 112,78 0,4 0,2491 0,560
200 112,78 0,4 0,2873 0,490
225 112,78 0,4 0,3217 0,436
250 112,78 0,4 0,3589 0,392
275 112,78 0,4 0,3932 0,357
300 112,78 0,4 0,4305 0,331
325 112,78 0,4 0,4648 0,302
350 112,78 0,4 0,5021 0,282
220 305,98 0,4 0,8551 1,245
220 239,28 0,4 0,6688 0,946
220 205,94 0,4 0,5757 0,814
220 168,67 0,4 0,4786 0,667
220 129,45 0,4 0,3589 0,509
220 112,78 0,4 0,3158 0,446
220 78,45 0,4 0,2197 0,311
220 70,61 0,4 0,1971 0,279
220 49,03 0,4 0,1373 0,194
220 112,78 0,2 0,6306 0,337
220 1137,57 0,3 0,4217 0,337
220 112,78 0,4 0,3158 0,337
220 112,78 0,5 0,2530 0,337 j
220 112,78 0,6 0,2108 0,337
220 112,78 0,7 0,1804 0,337
220 112,78 0,8 0,1579 0,337
220 112,78 0,9 0,1402 0,337
220 112,78 1,0 0,1255 0,337
Диаметр трубопровода зависит от производительности установки и принятой
скорости транспортирования смеси:
~| / ~0~ (1Х-53>
а~ У 900ло ’
где Q _ производительность установки, м3/ч; и — скорость смеси, м/с.
Оптимальное значение скорости движения смеси составляет 0,5—О,/уМ/с.
Значения некоторых параметров трубопровода приведены в табл. 1ХЛА
IX.43, а их взаимосвязь на рис. IX 28.
Самотечно-пневматический способ.
Суммарная длина (м) порций закладочной смеси па участке пневмотранспорта
(рнс. IX.29) /с = /1+ /«+ ••• + составит
, _Рсж (1Х.54)
С “ Др' ’
где Рсж — давление сжатого воздуха в магистрали, Па; Др' — удельное со-
противление движению смеси на участке пневмотранспорта, п/м.
Давление сжатого воздуха в отдельных воздушных промежутках в общем
случае находится как
р =/Рсж (IX.55)
608
Таблица IX 43
Предельная длина самотечного транспорта закладочной смеси (м)
в зависимости от высоты вертикальною става для смесей с т0 = 40 Па
Высота вертикального Внутренний диаметр трубопровода, мм
148 171 187 213 211 267 193 319
50 86 115 127 143 164 180 224 242
100 175 215 255 287 350 384 425 457
150 283 328 366 432 515 565 650 700
200 400 490 565 657 777 880 970 1020
250 500 620 710 320 990 1080 1230 1360
300 080 825 960 1100 1320 1480 1670 1800
400 900 1100 1270 1480 1750 1970 2200 2420
500 ИЗО 1380 1600 1850 2200 2500 2770 3000
где п — число порций смесн, равное числу устанавливаемых пневмоэжекторов.
Расстояние от вертикального става до первого эжектора должно быть не
более
/я=/тах-§^. (1X56)
Максимальная длина участка ппевмотранспортирования
, 3600<^2Рсжупн
/питах- it27Mp'QK'a ’
(IX.57)
где Опя — средняя скорость движения смеси на участке пневмотранспорта, м/с;
Q — производительность закладочной установки, мэ/ч; К'3 = 1,3—1,4 — коэф-
20 П/р В. А. Гребенюка и др.
609
Таблица IX.44
Длины участка пневмотранспорта (м) для различных параметров
закладочной установки
Скорость
движения
СМм7сН'
Производительность комплекса, м3/ч
30 I 50 I 70 I 90 I 120 I 150 200
726
1040
1210
545
784
910
315
420
525
865
1164
1440
756
1260
1680
2100
(920
2560
3200
1075
1430
1790
700
935
1164
1550
2600
1150
1540
1920
Рнс. IX.30. Устройство для подачи сжатого аоэдуха в закладочный трубопровод:
а ___ пневмоэжектор с простейшим обратным клапаном (/ — патрубок; 2 — конус эжек-
тора' 3 — шток; 4 — запорное устройство: S — стальная пластина; 6 — резина; 7 —
трчбопоойод): б — пружинко-диафрагменный обратный клапан (7 — диафрагменный кла-
пан с пружиной; 2 — опорная пластина; 3 — втулна; 4 — корпус клапана; S — направ-
ление движении сжатого воздуха)
610
Удельный расход сжатого воздуха (м’/м*), приведенного к нормальным ус-
ловиям, на перемещение I м3 закладочной смеси составит
- /эжДр[ + у) ,
НХ.58)
где а = —в! $ — сечеиие трубопровода, м2; /зж— расстояние между уста-
оЬии^пн^
новленпыми эжекторами» м.
В табл. IX.44 приведены данные по пневмотранспорту закладочной смесн при
Рсн<= 0,59 МПа и т0 = 176 МПа.
Оборудование и эксплуатация закладочных трубопроводов. Для транспор-
тирования твердеющих смесей используют стальные трубы с внутренним диамет-
ром 125—350 мм и толщиной стенок от 4 до 14 мм.
Трубопроводы прокладываются по почве выработки или на высоте до 1 м
для удобства их монтажа и обслуживания. Отдельные участки состыковываются
с помощью быстроразъемиых фланцевых соединений Параллельно с закладоч-
ными укладываются трубопроводы для сжатого воздуха н воды Подача сжатого
воздуха при пневматическом транспортировании осуществляется через пневмо-
эжекторы (рис IX 30, а), установленные под углом 15—30° к оси трубопровода
в верхних точках периметра сечения трубопровода и оборудованные обратными
клапанами (рис. IX.30, б) для предотвращения попадания смеси в трубопровод
сжатого воздуха.
Для контроля за давлением в закладочном трубопроводе у вертикального
става и в местах установки пиевмоэжекторов монтируются манометры (рис. 1X31)
с разделительными камерами и промежуточными передатчиками давления (вода,
масло).
По окончании закладки производится промывка трубопровода путем пропу-
скания определенного количества поды (5—10 м3) из емкости, расположенной на
закладочном комплексе, применяется также продувка трубопровода сжатым воз-
духом с добавлением воды.
Для отвода промывочной воды используют водоотводящие устройства, уста-
навливаемые в конце трубопровода, и позволяющие при изменении направления
потока сбрасывать промывочную воду в специальную выработку (рис. IX.32, а)
При закупорке в трубопроводе смесь необходимо выпускать из вертикаль,
ного става, для этого его иижний участок оборудуется устройством для аварий-
ного сброса смеси с ручным или
дистанционным управлением (см
рис. IX 32, а).
Горизонтальный участок очи-
щается от закладочной смесн
посредством сжатого воздуха и
воды, подаваемых с помощью
устройств (см. рис. IX.32, в), уста-
навливаемых по длине трубопро-
вода через каждые 20 м.
В случае схватывания рас-
твора трубы разбирают, устана-
вливают на козлах н разбури-
вают станками.
На ряде закладочных ком- - •
плексов применяется вибрацион-
ный метод предупреждения и
ликвидации закупорок трубопро-
вода. В аварийном случае повы-
шение давления в закладочном
трубопроводе фиксируется дистан-
ционными манометрами и на уча-
стке трубопровода включаются
вибраторы, которые создают
20*
Рнс. IX.31. Манометр для определения давле-
ния раствора в трубопроводе:
1 — корпус камеры; 2 — крышка; 3 — резино-
вая диафрагма; 4 — уплотняющие кольца; S —
манометр; 6 — вода; 7 — закладочная смесь
611
б
продолы|ую вибрацию трубопровода с частотой 20—40 Гц и амплитудой 0,2—
0,6 мм. В результате вибрации резко снижается величина пристенного трения,
что позволяет транспортировать относительно жесткую закладочную смесь, или
же выпускать смесь из вертикального става через устройства аварийного сброса.
§ 189. Возведение закладочных массивов
Перед подачей закладочного материала производится подготовка выработан-
ного пространства, — зачистка днища камер, маркшейдерская съемка подле-
жащих заполнению пустот, возведение изолирующих перемычек.
Зачистка днища камер производится для снижения потерь рулы и улуч-
шения сцепления искусственного целика с рудным массивом н выполняется с по-
мощью скреперных установок, гидромониторов, самоходного оборудования н т. д.
Маркшейдерская съемка пустот необходима для уточнения границ камер,
фактического объема ззкладочиых работ, рациональной организации закладки
и дозакладки камер; для съемки недоступных пустот применяют звуколокациои-
ные н лазерные приборы.
Камеры, подлежащие закладке, изолируют от окружающих выработок пере-
мычками.
Перемычки могут быть глухими (водонепроницаемыми) и дренирующими.
Возводятся бетонные, железобетонные, пневматические надувные перемычки,
деревянные перемычки; последние обычно обшиваются мешковиной и являются
дренирующими (рис. IX.33).
Твердеющие закладочные смеси подаются в выработанное пространство
непосредственно по трубам (рис. IX.33, а) или же через закладочные выработки
и скважины, пройденные с вышележащего горизонта (рис. IX 33, б, о).
612
Рис. IX.33. Схемы подачи закладочной
смеси в выработанное пространство;
а — через специальные закладочные
выработки; б — непосредственно но тру-
бопроводу, проложенному в очистное
пространство, в — по закладочным
скважинам, 1 — транспортный штрек;
2 — закладочный трубопровод, 3 —
изолирующие перемычки; 4 — вентиля-
ционно-закладочные штреки; S — вспо-
могательные закладочные выработки;
6 — подэтажный штрек; 7 — скважины
При твердении искусственный массив дает некоторую усадку. Так как мас-
сив в процессе твердения, как правило, не воспринимает нагрузку от горного
давления, его усадка от действия собственного веса может быть определена по
формуле
ДЛ = §-, (IX.59)
где у — удельный вес закладочной смеси, Н/м®; Е — модуль упругости, Па;
Н — высота столба закладки, м
При возведении искусственных целиков необходимо максимально заполнять
пустоты закладкой.
Процесс заполнения камер твердеющей смесью можно разделить па дпе
стадии — основную и заключительную или дозакладку.
Закладка камеры приостанавливается, когда расстояние от кровли до уровня
пульпы составит примерно 1,5 м После схватывания закладки при возможности
осматривают кровлю камеры, замеряют оставшиеся пустоты и определяют спо-
соб дозакладки.
Полнота закладки камеры обеспечивается за счет оформления кровли и
почвы выработанного пространства в соответствии с углами растекания закладоч-
ной смеси (4—7°); подачи смеси в высшую точку кровли закладываемого простран-
ства через скважины, пробуренные с'закладочного горизонта, или по наклон-
ному трубопроводу, проложенному непосредственно в выработанном пространстве
(рис. IX.34); закладки камер со слабонаклонной кровлей участками длиной 8—
Рис. IX.34. Схемы дозакладки пустот:
□ — через скважины; б — через трубы
613
Рнс. IX.35. Схемы (а, 6) дозакладкн камеры со слабопаклонной кровлей:
1 — изолирующие перемычки; 2 — дозакладываемое выработанное пространство; 3 —
закладочный трубопровод; 4 — воздухоотводящнй трубопровод; 5 — закладка
Рнс. IX.36. Принципиальная схе-
ма контроля полноты заполнения
1—6 — контакту уровнемера и со-
ответствующие им клеммы иа за-
мерной станции
10 м в отступающем порядке через трубопроводы, выводимые за перемычки
(рис. IX 35); дозакладкн верхнего слоя смесью повышенной пластичности за счет
увеличения расхода вяжущего и воды; применения расширяющихся смесей
для дозакладкн пустот (добавка I % алюминиевой пудры и 0,5 % борной кислоты
от массы цемента; увеличение объема смеси составляет 20—30 %).
Контроль за полнотой закладки пустот осуществляется визуальным на-
блюдением при наличии доступа п закладываемое пространство, обнаружением
пустот с помощью контрольных скважин и из специально пройденных горных
выработок.
Нашли применение уровнемеры, устанавливаемые в определенных точках
у кровли камер после окончания отбойки руды. Принцип замера уровня закладки
основан иа создании электрической цепи между контактами, погруженными
в твердеющую смесь (рис. IX 36) Наличие или отсутствие цепи устанавли-
вают с помощью мегомметра, подключаемого к соответствующим клеммам за-
мерной станции. Так, при уровне закладки, показанном на рисунке, электри-
ческая цепь между контактами 1—4 отсутствует и наблюдается между контактами
4—5, 5—6, 4—6, замкнутыми бетонной смесью, что указывает на расположение
уровня закладки между контактами 3 и 4. Сопротивление цепи между контак-
тами, замкнутыми твердеющей смесью, колеблется от 0,2 до 1,5 кОм. При нали-
чии иа затвердевшем бетоне воды сопротивление цепи между контактами, зам-
кнутыми ею, возрастает на 1—2 порядка. Это позволяет установить ие только
уровень бетона, ио и наличие воды на его поверхности. Число и расположение
уровнемеров в камере зависят от гипсометрии кровли и поставленных задач.
§ 190. Контроль прочности закладочного массива
Прочность закладочного массива определяют- косвенным методом, при
испытании образцов, отобранных в процессе приготовления смеси; непосредствен-
ным определением прочности закладочного массива.
Испытание образцов закладочной смеси. Образцы закладочной смеси отби-
рают на выходе из смесителя и заливают в формы с размером ячеек I0X 10Х 10 см
для смесей с мелким заполнителем и 20X20X20 см для смесей с крупным за-
полнителем. Отбор проб производится по каждой камере на несколько сроков
испытания, которые определяются принятой технологией закладочных работ.
614
Образцы хранятся во влажных опилках при температуре не ниже +15 йС (со-
гласно ГОСТ 10180-78).
Определение .прочности образцов закладочной смеси производится путем
испытания пробы, состоящей нз 3-х образцов, па одноосное сжатие по
ГОСТ 10180—78. Значение прочности закладочной смеси в годичном возрасте
можно вычислить по формуле
где п — возраст испытываемого образца, дней; Rn — прочность образца иа сжа-
тие в возрасте л дней, Па.
Косвенный метод недостаточно надежен из-за изменения свойств смесей
в процессе транспортирования и различия условий твердения смеси в образце
и в массиве. В последнем случае прочность закладки выше на 30—40 % за счет
влияния температурного и компрессионного факторов.
Методы непосредственного определения прочности. Для непосредственного
определения прочности закладочного массива используют механические н аку-
стические методы. Наиболее распространены из механических методов ударный
и керновый, из акустических — ультразвуковой и звуковой импульсный.
Ударный метод основан на измерении диаметра лунки, образующейся при
ударе шариком под действием постоянной силы, или величины отскока шарика
от поверхности массива. Прочность материала определяется по таблицам и тари-
ровочным графикам, составленным на основе многократных опытов и содержа-
щих средние значения.
Возможно применение стандартного комбинированного молотка КМ, ко-
торый дает возможность одновременно получать значения диаметра отпечатка
штампа и величину отскока бойка.
Ударный метод характеризует только поверхностную прочность закладоч-
ного массива.
Керновый метод заключается в выбуривании нз искусственного целика керна
и определении его прочности путем раздавливания на прессе.
Бурение скважии для получения кернов производится станками алмаз-
ного бурения типа ГП-1, БСК-2МЮ0 и др. Направление скважнп задают под
углом к наслоению закладки с учетом максимального пересечения закладочного
массива на высоте и ширине.
Диаметр скважин принимается в зависимости от крупности заполнителя и
кубиковой прочности закладки, при крупном заполнителе н ЛааКл < 0,49 МПа,
cfcKB = 76 мм; при мелком заполнителе и Язакл > 0,49 МПа, dCi;u — 59 мм.
Выход керна в каждом контрольном интервале (2м) должен составлять не
менее 60 %. Из каждого интервала отбирают три образца (в начале, конце и се-
редине) длиной более двух диаметров и обрабатывают их торцевые поверхносги
на шлифовальном станке для придания граням строгой параллельности.
Прочность (Па) керна на сжатие
а = -|~, (1X61)
где Р — разрушающая нагрузка, Н; S — площадь сечения керна, ма.
Пересчет на кубиковую прочность производится но формуле
°нуб — > (IX.62)
где Кц = jj-----коэффициент Цсрна, D— диаметр кериа; Н — высота кериа.
Усредненная прочность неоднородных целиков закладочного массива оп-
ределяется по формуле ВНИМИ
аср = . /оГ-мГ"’ (IХ-63)
‘ \ о2 ) h
615
где О( — прочность одной группы слоев, Па; а2 — прочность другой группы, Па;
Л2 — суммарная толщина слоев второй группы, м, h — общая высота целика, м.
При наличии пластичных прослойков усредненная прочность определя-
ется по формуле
(IX 64)
где Л1(л — толщина пластичной прослойки, м.
Метод определения прочности путем испытания кернов нашел широкое
применение. Однако прочность керновых образцов вследствие нарушения струк-
туры материала при бурении на 20—30 % ниже прочности закладки в массиве.
В основу акустических методов положена зависимость скорости распро-
странения продольных волн и закладочном массиве от усредненной прочности
закладки на сжатие: = / (R).
Наиболее важными факторами, влияющими на взаимосвязь «скорость-
прочность», является: расход, вид и размер зерен инертного заполнителя, расход
вяжущего, водовяжущее отношение, влажность закладки и ее возраст.
Методика определения прочности закладки в массиве акустическими мето-
дами состоит в следующем: устанавливается зависимость скорости распростране-
ния продольных волн от прочности закладки па образцах с составами, варьирую-
щими в определенных пределах по отношению к проектному, т. е. с учетом
погрешности дозирующих устройств, разделения закладки но фракциям и рас-
слоения ее в массиве. Зависимость определяется путем прозвучивания образцов
закладки перед нх раздавливанием на испытательном прессе. На основе полу-
ченных результатов: строятся градуировочные кривые;'измеряется скорость рас-
пространения импульсов в массиве на малых базах ультразвуковым методом и
па больших базах звуковым импульсным методом: по измеренной скорости с по-
мощью полученных градуировочных графиков определяется прочность закладки
в точках измерения скорости; методами математической статистики определяется
значение локальной и интегральной прочности массива.
Для прозвучивания образцов и определения скорости распространения про-
дольной волны в массиве на коротких базах (до 1 м) используются ультразвуко-
вые импульсные приборы, сейсмографы, ультразвуковые дефектоскопы.
Основные узлы ультразвуковых приборов: генератор зондирующих импуль-
сов, измеритель времени, усилитель принятых сигналов, блок индикатора и
электроакустические преобразователи (излучатель и приемник) колебаний
(рис. IX.37).
Для определения акустических свойств горных пород и закладочных масси-
вов используются приборы типа ИПА-59, УКБ-1, УК-ЮП.
Прн измерении скорости распространения продольной волны импульсным
звуковым методом па больших базах (более 1 м), для возбуждения упругих волн
в массиве используют механический
удар, взрыв небольшого количе-
ства ВВ нли источники колебаний,
основанные иа электрогидроэффскте.
Регистрация скорости прохождения
импульсов осуществляется сейсмо-
приемниками типа СМВ-ЗО, СПЭД-56
н т. д.
Запись сигналов осуществляется
иа шлейфовые осциллографы 11-700,
H-I05 или установку с магнитной
записью.
При акустических методах опре-
деления прочности различают ло-
кальную прочность закладочного
616
Рнс. IX.37. Блок-схема ультразвукового
дефектоскопа бетона:
1 — излучатель; 2 — приемник; 3 — усили-
тель, 4 — индикатор; 5 — генератор зон-
дирующих импульсои; 6 — измеритель вре-
a
°,мпа
5
R,Mna
01 2 345 678 S,M o 10 20 30 40
Рис. IX.ЗЯ. Локальная (/) и интегральная (2) прочность/? закладочного массива по ши-
рине S (а) и длине ! (б) камеры
массива, определяемую ультразвуковым методом на малых базах и характери-
зующую свойства закладки без учета ее анизотропии, трещиноватости и на-
пряженного состояния, и интегральную прочность, которая наиболее полно
учитывает свойства всех отдельностей закладочного массива (рнс. IX.38).
Значение локальной прочности используется при расчетах, связанных с оп-
ределением предельно допустимых динамических нагрузок от ведения буро-
взрывных работ. Интегральная прочность учитывается при определении несущей
способности искусственных целиков.
§ 191. Организация закладочных работ
на горнорудных предприятиях
Для ведения закладочных работ в составе предприятий (рудник, шахта)
как правило организуется специальный участок, численность рабочих и ИТР
которого зависит от годового объема закладки, принятой технологии ведения за-
кладочных работ, количества рабочих смен по закладке и составляет в среднем
10—50 человек рабочих.
Силами закладочного участка производится приготовление твердеющей
смеси иа поверхностной закладочной установке, монтаж я эксплуатация под-
земного трубопровода, устройство изолирующих перемычек в местах возведения
искусственного массива.
В состав участка выделяют поверхностную и подземную группы. К поверх-
ностной группе относятся машинисты-операторы смесительной установки, бун-
керовщики, траиспортерщики, лаборанты, слесари и электрослесари по обслужи-
ванию оборудования закладочной установки.
В подземную группу входят крепильщики, слесари по ремонту подземного
оборудования, контролеры закладочного трубопровода и изолирующих перемы-
чек. Общее руководство сменой осуществляется горным мастером.
Производство закладочных работ выполняется в соответствии с локальным
проектом отработки и закладки камеры В локальном проекте кроме комплекса
горноподготовительных, нарезных, буровых и добычных работ, оформленных
в соответствии с требованиями, предъявляемыми к локальному проекту, отра-
жается:
перечень пустот, подлежащих закладке по каждой камере с указанием их
объемов и площадей обнажения кровли после отбойки и выпуска руды;
необходимое количество перемычек, их назначение, конструкция и места
возведення,
закладочные скважины с описанием места и геометрии их расположения,
вид закладки по каждой камере, ее состав на 1 м3, фнзико-мехапические
свойства (для твердеющей закладки — прочность на сжатие в Па в требуемом
возрасте, для гидрозакладки — расход с учетом усадки закладочного массива);
пути подачи закладочного материала в пустоты;
617
Эффективность домола при сухом и Мокром способах можно повысить добав-
кой абразивного кварцевого материала (песка или отходов обогатительных фаб-
рик) в количестве 20—30 % от вяжущего.
§ 195. Виброактивация
Сущность этого метода заключается в вибрационном воздействии на цемент-
ное тесто и цементно-песчаный раствор.
При этом, по данным акад. П. Л. Ребиндера и проф. Н. В. Михайлова,
разрушаются коагуляционные структуры из зерен цемента и микропаполнителя,
при соударениях зерен цемента с их поверхности и удаляются гидратные пленки,
происходит образование мелкокристаллической структуры и возрастает проч-
ность цементного камня.
Активацию осуществляют с помощью внутренних (погружных) вибраторов,
внешних вибраторов (вибролотков) и комбинированным методом. В практике за-
кладочных работ применяют виброактиваторы непрерывного действия, что обус-
ловлено поточным характером технологии приготовления смесей.
Виброактивация цементного теста погружными вибраторами, предложена
доктором техн. иаукЮ. Я. Штаерманом Оптимальное соотношение В/'Ц—0,8—0,9.
Наибольший прирост прочности (30—40 %) по сравнению с контрольными об-
разцами наблюдается в раинис сроки (1—3 дня). Серийно выпускаемое промыш-
ленностью оборудование (вибраторы) предназначено для строительных работ
и рассчитано па кратковременные циклические нагрузки.
Виброактнвация песчано-цементных растворов в непрерывном режиме обе-
спечивается применением внешних вибраторов, укрепляемых иа лотках различ-
ных конструкций. Эффективность активации протекающей по лотку смеси зави-
сит от параметров вибрации, времени вибрационного воздействия и состава
смеси.
В практике закладочных работ известен виброактиватор конструкции Ле-
пиногорского полиметаллического комбината.
Техническая характеристика виброактиватора
Размеры лотка, мм:
длина................... 2200
ширина................. 1200
высота.................... 500
Расстояние между дели-
телями потока, мм . . 100
Параметры вибрации,
частота колебаний, в 1500—6300
мин
амплитуда, мм . . . 2—3
Угол наклона лотка, гра-
дус .................. 0—7
Тип вибраторов .... Эксцентри-
ковый
Количество вибраторов 1—2
Мощность привода, кВт 4
Виброактиватор состоит из рамы, лотка и вибратора (рис. IX 39). Лоток
снабжен на выходе горловиной с делителями потока, а затем перегородками раз-
делён иа мелкие каналы, сообщающиеся через расположенные в перегородках
на разных уровнях окна. Через горловину смесь поступает на лоток разделенной
на ряд потоков. Частицы песка и цемента под действием сил гравитации и направ-
ленной возмущающей силы вибратора приобретают сложное зигзагообразное
движение, результирующая которого проходит по диагонали лотка. Через окна
перегородок смесь устремляется в соседние каналы, передвигаясь вверх или
вниз, в зависимости от расположения окон.
Оптимальные параметры виброактивации: угол наклона лотка —0°, число
колебаний в мин — 3500, амплитуда — 3 мм. Водоцсментиое отношение —
1,5-2,5.
620
Рнс. IX.39. Внброактноатор конструкции Лепинпгорско! о полиметаллического комбината:
/ — лоток; 2 — входная горловика, J — вибратор; 4 — пластины-перегородки; 5 —
окно, 6 — амортизатор; 7. в — узлы подвески вибраторов, 9 — разгрузочный патрубок
Таблица IX.46
Влияние виброактивации на прочность образцов закладки
Вид смесн Удельный расход цемента, кг/м* Прочность закладкн, МПа
. «28 «60 | «90
Неактнвировапная 120 0,39 0,49 0,59
Активированная 1.18 1,27 1,37
Нсактнвированиая 135 0,88 1.18 0,98
Активированная 0,98 1,86 1,67
Неактивированная 23!) 0,98 2,94 5,20
Активированная 2,55 4,31 5,98
Значения прироста прочности закладки приведены в табл IX.46.
Виброактивация наиболее эффективна прн приготовлении закладочных сме-
сей па мелком заполнителе (хвосты обогащения, мелкие пески) и иизкомарочпом
вяжущем.
§ 196. Турбулентная активация
Сущность турбулентной активации заключается в создании в потоке водного
раствора вяжущею градиента скорости, турбулентного режима движения, что
вызывает частые интенсивные соударения зерен вяжущего и удаление -гидрат-
ных пленок; при этом ускоряется процесс щдратацни и повышается степень
однородности смесн.
621
Эффективность турбулентной активации зависит от консистенции смеси,
времени активации и конструктивных особенностей активаторов Этот способ
активации применяют для обработки водных растворов вяжущего или готовой
закладочной смеси на мелком заполнителе
Активатор (рис. IX.40) представляет собой одну или несколько последова-
тельно соединенных секций, включающих в себя статор, ротор и вихревые ка-
меры. Смесь подается в зазор между статором и ротором, вращающимся с часто-
той 1500—3000 мин'1, при этом в потоке смеси возникают значительные вну-
тренние напряжения, разрушающие зерна вяжущего. Активатор может приме-
няться в непрерывном производстве закладочных смесей.
Техническая характеристика активатора АС-12
Производительность.
м<ч...................... 15
Количество секции 4
Частота вращения ро-
тора, мин-1 .... 2830
Тип электродвигателя АО 2-32-2
Мощность электро-
привода, кВт ... 16
Габариты, мм . . . 1480X930X1720
Масса, кг......... 1600
Обработанная в турбулентном активаторе смесь не отделяет воды, имеет
высокую сопротивляемость расслаиванию и повышенную прочность.
Турбулентную активацию целесообразно применять для приготовления:
растворов с высокой подвижностью для ииъектирования сухого закладочного
материала при раздельном способе возведения закладочных массивов, закладоч-
ных смесей иа мелком заполнителе с высоким водовяжущим отношением (в це-
лях экономии вяжущего или повышения прочности массива).
§ 197. Электромагнитная активация
Электромагнитной активацией называется обработка воды затворения
в электромагнитном поле (рис. IX.41), в результате которой происходит измене-
ние ряда физико-химических свойств воды, положительно влияющее на про-
цесс формирования структуры закладки. Эффективность активации во многом
зависит от солевого состава и температуры поды.
622
Таблица JX.47
Оптимальные параметры электромагнитной активации
Состав закладки, кг/м3 Параметры активации
Цемент М-400 Щебень Хвосты ОФ в/ц Напряжен- ность элек- тромагнит- но господ я. Скорость протекания воды, м/с
200 1650 600 1,0 127,3 0,5
350 1500 — 0,9 79,6 0,5
При обработке воды, имеющей состав общая
..г.. __г_-.._ .......... .... ..... ....... жесткость, мг/экв — 5,93;
содержание элементов, мг/л — Са" — 81,5, Mg" — 23,5, SO4—63,8, НСО3 —
347,8, NO3 — 34,0, щелочность, мл/л — 5,93; окисляемость — 1,3, сухой оста-
ток, мг — 4,0, получены оптимальные параметры активации '
К преимуществам описанного способа
активации следует отнести относительную
простоту и дешевизну оборудования, а к не-
достаткам — отсутствие методов надежного
контроля и стабилизации процесса обра-
ботки воды
§ 198. Комбинированные способы
активации
Для повышения эффекта активации при-
меняют два или более способов, действие
которых па смесь или вяжущее может быть
одновременным или последовательным.
Метод активации, разработанный ин-
ститутом «Казмехапобр» (рис IX 42)
Рнс. IX.42. Схема комплексного метода актива-
ции закладочной смеси:
1 — расходный бак; 2 — дозатор; 3 — смеси-
тель, 4 — расходомер; 5 — аппарат МЭОС-250 м.
6 — концентратомер; 7 — растворный бак, 8 —
(табл. IX.47).
Твердеющая
закладка
Бе/понобоВ—
В закладыва-
емую камеру
полни -
ССБ
623
Таблица IX 48
Изменение характеристики твердеющей смеси при комплексном методе
активации
(компоненты смеси1 щебень — 1,6 т/м1, цемент — 240 кг/м’)
Расход поды н свойства закладки Без актн- Комплексный метод активации (Н = 159 кА/м. 1 =25 1ц, S = 10 А/м», ССБ =740 г/м1)
Вода, л/м3 Транспортабельность, усл ед. Прочность в 28-суточном возрасте, МПа 400 13,5 3,57 400 3,8 5,54 360 6,8 7,69 340 8,3 8,76 320 9,5 10,00 290 13,2 9,32
заключается в обработке води затворения в электромагнитном поле и введении
в смесь поверхностно-активной добавки ССБ. Характеристика твердеющей смеси
приведена в табл. IX.48
В лабораторных условиях испытан внброэлектротурбулентный способ ак-
тивации в устройстве, позволяющем совмещать одновременное действие на смеси
турбулентного перемешивания и вибрации в поле переменного электрического
тока. При этом прочность смеси повышается на 20—30 %, осуществляется на-
грев смеси до 60—70 °C.
ГЛАВА 5
НОРМАТИВНАЯ ПРОЧНОСТЬ ЗАКЛАДОЧНОГО МАССИВА *
Сохранение устойчивости закладочного массива при ведении горных работ
обусловливают две группы факторов 1 — горно-геологические и горнотехниче-
ские; 2 — зависящие от свойств закладочного массива. Основной фактор первой
группы — нагрузка на массив в окрестности обнажения, величина которой за-
висит от угла падения и мощности залежи, физико-механических свойств руд и
пород, размеров выработанного пространства, системы разработки и порядка
выемки, времени стояния обнажения н т д
Второй фактор является определяющим, но воздействовать иа него можно
в ограниченных пределах; изменять физико-механические свойства и структурные
характеристики закладочного массива.
К основным физико-механическим и структурным характеристикам закладоч-
ного массива относятся- прочностные и деформационные свойства, структура
закладочного массива и динамика набора прочности.
Прочность массива определяют при сжатии, растяжении, изгибе и т. д., од-
нако для простоты и удобства контроля эти показатели приводят к показателю
прочности при одноосном сжатии а"ж.
Нормативная прочность закладочного массива — это такая прочность прн
одноосном сжатии, когда возможно безопасное обнажение массива в установлен-
ные проектом сроки Нормативная прочность определяется величиной и временем
действия нагрузок, испытываемых искусственным массивом или его элементами
и геометрическими формами массива.
Динамика набора прочности массива должна удовлетворять условию
а"ж=(0,8 - 0,95)0™*, (1X65)
где а“ж— нормативная прочность, Па; о^жх— максимальная прочность в 6—
12-месячном возрасте, Па.
• Написан,! ня основе методических материалов, разработанных ВНИМИ,
624
Необходимость значительного пре-
вышения максимальной прочности
иад нормативной должна обосновы-
ваться технико-экономическими рас-
четами.
Компрессионным свойством назы-
вается осадка закладочного массива
под давлением в условиях запрещен-
ной боковой деформации. Компрес-
сионные свойства характеризуются
коэффициентом компрессии в про-
центах, равным относительному изме-
нению толщины слоя (массива).
Коэффициент компрессии опреде-
ляют но формуле
v=K-^-, (IX.66)
цнента компрессии V твердеющей закладки
от удельного давления «8/<Гсж:
1 — цементно-песчаная закладка; 2 — трех-
компонентные вяжущие, заполнитель —
дробленые породы
где </э — величина давления па за-
кладочный массив, Па; К — коэффициент сжимаемости, зависящий от свойств
материалов и состава закладочной смеси; осж — прочность массива, Па.
Приведенная зависимость справедлива в области
0<-^- .
асж
Зависимость коэффициента компрессии твердеющей закладки от удель-
ного давления приведена на рис. IX.43.
асж
§ 199. Нормативная прочность
при камерных системах разработки
Прн камерно-столбовых, этажно-камерных и других системах разработки
рудное тело разбивают на блоки (панели), которые в свою очередь отрабатывают
камерами в определенной последовательности в несколько (обычно две) стадий.
В первую стадию отрабатывают камерные запасы под защитой рудных бло-
ковых целиков, во вторую — выемка рудных целиков при одновременном нагру-
жении искусственных опор.
Нормативная прочность закладочного массива при выемке рудных целиков
определяется по формуле
aC’K = 5fe’ (1Х’67)
где а, — напряжение в искусственном массиве, Па; К3 — коэффициент запаса
прочности; Кф — коэффициент формы, учитывающий влияние геометрических
размеров целика иа его несущую способность; Кя — коэффициент длительной
прочности.
ax = KaYupI/up^Kp + (1Х 68)
•->и
где Ка — коэффициент, учитывающий влияние угла падения рудного тела иа
величину нагрузки; уПр — объемная масса пород пригружающей толщн, т/мэ;
Яир — высота пригружающей толщи, м, SKp — площадь пород кровли, прихо-
дящаяся на искусственную опору, м2, S,, — площадь поперечного сечения опо-
ры, м2; у„ — объемная масса закладки в искусственной опоре, т/м3; Ац — высота
обнажаемой части искусственной опоры, м,
Кд = cos2 a + т) sin2 a, (IX.69)
625
где а — угол падения рудного тела, градус; >] — коэффициент бокового распора.
4=1^, (1Х.70)
где |Л — коэффициент Пуассона пород висячего бока.
Коэффициент бокового распора определяют по результатам измерения на-
пряжений методом разгрузки; его значения обычно находятся в пределах 0,4—
"«3 = К'3К1К1 (IX.71)
где — коэффициент, учитывающий вариации прочностных свойств закладки,
К[= 1,25—1,35, К’— коэффициент, учитывающий сейсмическое воздействие
взрывов на целики (при мелкошпуровой отбойке, ширине искусственного целика
более 16 м и в случае, когда параметры взрывов при скважинной отбойке
определены инструментальными наблюдениями, = 1,0, в других случаях
К’= 1,2); — коэффициент, учитывающий факторы вариации глубины раз-
работки, отклонение фактических размеров целиков от проектных и др., К® —
= 1,0-1.4
Прн упрощенных расчетах коэффициент запаса К3=1,5—2,0
КФ=^- при Ьн > Лн, (IX.72)
Ли
где Ьи — ширина нскусс1венного целика; м;
Кф = 0,6 0,4 при Ь„ < Л,,.
(IX.73)
Коэффициент длительной прочности Кл — 0,5—0,7 учитывается, когда
искусственные целики работают в условиях незаложенных камер; при кратко-
временной работе целиков Ка = 1,0; высота пригружающей толщи Япр может
быть принята равной пролету между блоковыми (панельными) целиками. Если
в налегающей толще имеются породы, более устойчивые, чем породы непосред-
ственной кровли рудного тела («порода—мост»), то ЯПр принимается до этих
пород, ио не больше пролета между блоковыми целиками.
Величина нагрузки иа искусственные целики, находящиеся в окружении
рудных, с учетом деформационных свойств руды и закладки, при «л» очередях
выемки запасов участка (блока) и выемке целиков i-й очереди
где i = 1, 2, .... п — 1; £и, £р — модули деформаций искусственных и рудных
целиков, Па; Sp — площадь поперечного сечения рудного целика, м2.
При выемке блоковых целиков (вторая стадия) нормативная прочность рас-
считывается по формуле:
осж.э = -#ф-; (IX.75)
ЛфЛд
Стг = КаКпуЯЛп + унАи (IX.76)
где К» — коэффициент, учитывающий, какая часть столба налегающих пород
до поверхности нагружает искусственный массив; Ln — ширина блока (панели),
м; L„ — ширина искусственного массива, м.
Для неисследованных условий
Кн = 0,5-^< 1.
(IX.77)
626
Если камеры между искусственными целиками ие заполнены, то
Ки = ^<1. (IX.78)
Коэффициент запаса для второй стадии Кл — 1,0—1,5.
§ 200. Нормативная прочность
при сплошных системах разработки
При сплошных системах нормативная прочность твердеющей закладки оп-
ределяегся характером нагружения закладочного массива в призабойной части
и высотой его обнажения. Поскольку вертикальные обнажения закладочного
массива всегда находятся в непосредственной близости от рудного массива, обла-
дающего значительно большей по сравнению с закладкой жесткостью, основной
опорой кровли является рудный массив. Нагрузка на закладочный массив оп-
ределяется прогибами непосредственной кровли при отработке очередной за-
ходкн и механическими характеристиками закладки. При этом имеет значение
не только прочность, но и слоистость закладочного массива.
Для обеспечения безопасности работ в очистном пространстве особое внима-
ние следует уделять дозакладке под кровлю. Недозаложеиные участки ие должны
превышать 3 % от площади очистной выработки (ленты заходки).
Восходящий порядок выемки слоев*. При восходящем порядке выемки между
кровлей слоя и поверхностью закладки всегда остается свободное пространство.
Горные машины передвигаются иа поверхности закладки.
Поскольку закладочный массив не испытывает нагрузки от налегающих
пород, то прочность закладки должна обеспечивать устойчивость ее вертикаль-
ных обнажений под действием силы тяжести и веса оборудования.
Для снижения потерь руды иа почве слоя и интенсификации отработки слоя
верхняя часть закладки (покрытие) должна иметь повышенную прочность по
отношению к основному массиву. Прочность покрытия зависит от типа и веса
машин, размеров колее, давления воздуха в шииах, формы и вида протектора,
а также усилия черпания при загрузке.
/гп = !21±£, (ix.79)
“ВД
где /?п — необходимая прочность покрытия, Па; F — усилие черпания, прихо-
дящееся на одно колесо машины, Н, q — нагрузка на колесо машины, Н;
<? — 0,7Qrp, (IX.80)
где Qrp — вес машины в нагруженном состоянии; Н; $пд — площадь вдавлива-
ния протекторов шин (цепей), м2.
•$ид — 0,5SCjI, (IX.81)
где $сл — площадь следа колеса, принимается равной площади круга с диаме-
тром, равным диаметру шины колеса, м2.
Минимально допустимая толщина покрытия определяется по формуле
, (IX.82)
г йлп]/?цзг
где М — максимальный изгибающий момент, b — ширина упругого основания,
соответствующая ширине следа колеса, м; т — коэффициент, характеризующий
условия работы покрытия, принимается равным 0,8—1,0 в зависимости от при-
меняемых типов движителей (гусеничных или колесных) оборудования; т) —
коэффициент однородности закладочного массива, т> — 0,6—0,8; /?1|ЗГ — нор-
мативное сопротивление массива растяжению при изгибе, Па;
R,w= 0,06 -0,11 RC)K. (IX.83)
• По матерна лам Л. В Малетина
627
<3 Таблица 1X49
00 Формулы для расчета нормативной прочности закладки в искусственной кровле прн нисходящем порядке выемки
Тип схемы расположения
выработок
Характер взаимного
расположения
выработок
Механическая схема
работы искусственной
кровли
Формулы для расчета
допустимых растягива-
ющих напряжений
Формулы для расчета
нормативной
прочности
Оси очистных
выработок вза-
имно перпенди-
кулярны
Слоистая балка с кон-
цами, защемленными иа
двух опорах
ion _ (' + Кп)
°Р ~ 2Л
(IX.84)
у„ — объемный вес за-
кладки, т/мэ; / — ши-
рина очистной выра-
ботки, м;
о^ж = 2,5]Л(^")3
(IX.85)
Оси параллель-
ны, ио смешены
и а половину се-
чения
Консольная слоистая
балка с вылетом кон-
соли, как правило, рав-
ным половине ширины
очистной выработки,
торец опирается иа то-
рец противоположной
консоли
Проверка шарнирной
системы по формуле
Г. Н. Кузнецова:
К — безразмерный ко-
эффициент, характери-
зующий степень кон-
центрации напряжений,
К =0,95; £ — безраз-
мерный коэффициент,
учитывающий механи-
ческие свойства поро-
ды, £ = 0,04;
Устойчивость шар-
нирной системы обес-
печивается прн условии
- 2,5 ]/Г(о5°п)3 (IX 87>
Соосиое распо-
ложение очист-
ных выработок
Оси очистных
выработок парал-
лельны, но ши-
рина выработки
в вышележащем
слое меньше, чем
в нижележащем
Слоистая балка, сво-
бодно лежащая иа двух
опорах
Кп = 1,5-2,5
ацОП= э_(1+Д°> vH/21 (IX 88)
Как для типа А
Слоистая разрезная (шарнирная) балка Как для типа Б Как для типа Б
Рнс. IX.44. График зависимости коэф-
фициента пригрузки Кц со стороны вы-
шележащих слоев от относительной нх
Shi
/ — пригрузка равна силе тпжестн вы-
шележащих слоев; 2 — Л(/йп=0,25 tg ср.
Для нормального передвижения са-
моходного оборудования по поверхности
закладки толщина покрытия обычно
должна составлять 0,5 м с прочностью
не ниже 0,98 МПа; прочность остальной
части заложенного слоя — не ниже 0,3—
0,6 МПа Прочность закладки в перлом
(нижнем) слое при наличии в почве от-
рабатываемого рудного тела руд дру-
гих сортов, имеющих непосредственный
контакт или через прослой пустых пород
мощностью до 3 м, должна соответст-
вовать требованиям нисходящей выемки.
Коэффициент компрессии должен
быть минимальным.
Нисходящий порядок выемки. Нор-
мативная прочность закладочного мас-
сива в боку очистной выработки высо-
той до 7 м должна быть не ниже 0,98 МПа
(в возрасте 5—8 сут)
Нормативная прочность твердеющей
закладки в кровле очистной выработки
определяется ее шириной, взаимным рас-
положением очистных выработок в смеж-
ных слоях и структурой закладочного
массива
Твердеющая закладка имеет обыч-
но слоистое строение, причем толщина
слоя ht зависит от объема непрерывно
подаваемой порции закладочной смеси.
Первый слой закладки в кровле очистного забоя нижележащего слоя называется
несущим Л„ и пригружается вышележащими слоями закладки. Величина коэф-
фициента пригрузки Кп зависит от относительной толщи ~ и физико-меха-
Лн
нических свойств всех пригружающих слоев (рис. IX.44). Обычно величина Ка
не превышает 2,5, а в большинстве случаев Кп = I — 1,5.
Формулы для расчета нормативной прочности закладочного массива при
различном расположении очистных выработок приведены в табл. IX.49, а пояс-
няющие схемы — на рнс IX 45
Для уменьшения стоимости закладочных работ и улучшения компрессион-
ных свойств закладочного массива прн высоте слоя 4—7 м можно применять
разнопрочиую закладку, нижний слои закладочного массива мощностью, на I —
2 м большей толщины несущего слоя hH, возводят с нормативной прочностью,
рассчитанной по формулам таблицы, а остальную часть — в зависимости от
высоты очистной выработки — прочностью 0,98—2,94 МПа
Таблица 1X50
Нормативная прочность закладочного массива в зависимости
от высоты вертикального обнажения
Высота обнажения, и До 10 10-20 20-30 30-40
Нормативная прочность закладки (нс менее), МПа 630 1,0 1.5 2,0 2,5
Для предотвращения вывалов из искусственной кровли, ее нижний слон не-
обходимо армировать металлической панцирной сеткой с ячейкой 50X50—
100Х 100 мм и толщиной проволоки 2—5 мм, а также вертикальными металличе-
скими стержнями из арматурного железа диаметром 16—18 мм и длиной иа 0,5—
1,0 м больше расчетной толщины несущего слоя. Очистные выработки самого
нижнего слоя закладывают без армировки.
Комбинированный порядок отработки слоев. При комбинированном порядке
отработки верхний слой отрабатывают с опережением, а остальную часть рудного
тела так же, как при восходящем порядке выемки Нормативная прочность за-
кладки верхнего слоя определяется как прн нисходящем порядке, а остальных
слоев — как прн восходящем порядке выемки
Выемка руды вертикальными прирезками на всю мощность рудного тела.
В этом случае нормативная прочность закладки в вертикальном обнажении
устанавливается в зависимости от высоты обнажения (табл. IX 50).
РАЗДЕЛ X
МЕХАНИЧЕСКОЕ И ЭНЕРГЕТИЧЕСКОЕ
ОБОРУДОВАНИЕ ШАХТ
ГЛАВА 1
ПЕРФОРАТОРЫ И БУРИЛЬНЫЕ УСТАНОВКИ
§ 201. Перфораторы
При разработке рудных месторождений применяются пневматические пер-
фораторы: ручные (ГОСТ 10750—80Е), колонковые (ГОСТ 18092—79Е) и те-
лескопные (ГОСТ 18093-79Е).
Удельный расход сжатого воздуха для всех типов перфораторов составляет
примерно 0,029 м’-с-1/кВт; номинальное давление сжатого воздуха 0,5 МПа.
Ручные перфораторы (табл X 1) по массе условно разделяются на легкие
(до 18 кг), средине (19—25 кг) и тяжелые (более 25 кг).
Сжатый воздух подводится к перфоратору резинотканевым рукавом с вну-
тренним диаметром 25 мм.
Срок службы ручных перфораторов до списания — 2 года.
Телескопные перфораторы (табл. Х.2) применяются на бурении восходящих
шпуров и скважин в очистных забоях и при проходке вертикальных выработок;
отличаются от ручных наличием податчика н устройств, предохраняющих ме-
ханизм от шлама.
Обычно используется телескопический раздвигающийся поршневой подат-
чик, состоящий нз цилиндра и поршня со штоком. Податчик создаст осевое уси-
лие на бур до 1.85 кН, ход подачи телескопа около 0,7 м
Для подвода сжатого воздуха от магистрального воздухопровода использу-
ется рукав с внутренним диаметром нс менее 25 мм; для подвода промывочной
жидкости или пылеподавляющей смеси — шланг с внутренним диаметром не
менее 12 мм
Колонковые перфораторы (см. табл X 2) предназначены для буреиня взрыв-
ных скважин по породам средней крепости, крепких и весьма крепких в очист-
ных забоях и передовых скважин в подготовительных выработках.
Колонковые перфораторы устанавливают иа распорных винтовых или пнев-
матических колонках. Перемещение перфоратора по салазкам на забой н обратно
производится посредством автоподатчика. Все колонковые перфораторы имеют
независимое вращение бура и золотниковое воздухораспределение.
Перфоратор имеет осевую промывку шпура и резиновый глушитель
шума.
Переносные бурильные установки (табл. Х.З) предназначены для бурения
шпуров в породах и рудах с коэффициентом крепости выше 6 прн работе в гор-
ных выработках высотой 1,8—3,0 м
Установочные механизмы и податчики Пневмо поддержки
(табл. X 4) могут быть изготовлены в механических мастерских предприятия
(рис Х.1).
ГОСТ 10919—75 предусматривает пыпуск нневмоподдержек трех типораз-
меров с параметрами соответственно ход поршня 800, 1100, 1300 мм, подъемное
усилие 1500 ± 100Н и масса 17, 20, 22 кг.
Для подвода воздуха с распыленным маслом должен применяться рукав
тина Б (I) по ГОСТ 18698—79 Суммарный ресурс поддержек должен быть ие
менее 1500 ч. Конструкция поддержки должна обеспечивать работу при давлении
воздуха 0.4—0,7 МПа и при установке ее под углом к оси перфоратора от 0 до
65° н не донуейать самопроизвольного включения и отключений).
6Э2
Характеристика ручных перфораторов
Марка Мас- са. кг Ча- ров Кру- тящий мент. Н-м Наиболь- ший дна- бурения. Экер- удара. Дж Крепость буримых пород, особенности применения
ПР12 * 12,5 2000 17,5 32,5 24,52 С коэффициентом крепости до 10
ПР20В 24 2000 17,5 46/2 ** 34,32 Мягкие и средней крепости
ПР25МВ 29,5 1900 19,62 40/3 49,13 Средней крепости и крепкие
ПР27В 32 2000 24,54 56/4 53,94 Мягкие и средней крепости
ПР27ВБ 33 2000 24,54 56/3 53,94 То же
ПРЗОВ 33 1800 26,48 56/5 63,74 Средней крепости и крепкие
ПРЗОВБ 35 1800 26,48 56/5 63,74 То же
ПРЗОВС 33,5 1800 26,48 56/4 63,74 Бурение нисходящих сква- жин при проходке обвод- ненных тахт
ПРЗОВП 35 1800 26,48 52/4 63,74 Средней крепости и крепкие
ПРЗОВРШ 35,6 1800 26,48 52/4 63,74 Бурение золотоносных рос- сыпей с иитенсивной про- дувкой и подавлением пыли методом увлажнения
ПРЗОВРК 35,6 1800 26,48 52/2 63,74 То же
• Перфораторы типа ПР 12 находятся в стадии разработки.
'• В знаменателе указана глубина бурения, м
Таблица Х.2
Характеристика телескопных и колонковых перфораторов
Марка Мас- са, нг Ча- стота уда- ров. Кру- тящий мо- Н-м Энергия удара, Дж Диаметр бурения, Макси- мальная глубина бу ренин. Коэф- фициент крепости горных пород У ро- зетка.
Телескопные
Колонковые
ПК60 60 2500 156,9 88,26 40-65 25, 17, 10 10, 15, 16 115
ЛК75 75 2000 215,7 147,1 _ 46-85 59, 30, 10, 15, 115
15 Св. 16
ПК120* 120 2500 343 88,26 40-52 До 5 До 20 112
ПК150* 150 1800 343 196,15 65-85 » 50 » 20 112
ПК175* 175 1800 343 245,17 65-85 » 50 » 20 112
* Находятся в стадии разработки.
633
Переносные буршиные установки
Параметры Бурильные установки
Переносная типа УПБ-1 Колонковая типа КБУ-50
Размеры обуриваемой выработки, м 1,8X3,0 2,3X2,3
Диаметр скважины, мм 36-40 50-60
Глубина бурения, м Направление бурения 2,25 без замены бура 25
Любое Любое
Давление сжатого воздуха, МПа 0,5—0,6 0,6-0,7
Частота ударов, мнн-1 2000 2700-2900
Расход свободного воздуха, мэ/мин Не более 5
Усилие подачи, кН Диаметр буровой штанги, мм Внутренний диаметр рукава, мм 1,4 8,0
— 32
подводящего воздух 25 32
подводящего воду 12 12
Масса, кг 98-102 —
Таблица X 4
Характеристика пиеамоподдержек
Показатели X е е X с с Е X 5 Е Е X Е Е Е
Высота, мм: в сжатом состоянии 1160 1175 1500 1500 1500 1170 1700
в раздвинутом состоянии 1930 1975 2300 2600 2600 1970 2830
Ход поршня, мм 770 800 800 1100 1100 800 ИЗО
Подъемное усилие, Н 1650 940 1750 1200 1750 1000 1750
Масса, кг 18 12 17 19 20 15,6 22
Распорные колонки (табл. Х.5) предназначаются для установки
на них колонковых перфораторов при бурении шпуров и скважин.
Винтовая распорная колонка изготовляется в виде трубы, у которой с одной
стороны имеется неподвижная шарнирно закрепленная пята, с другой — пята
выдвижная винтовая, благодаря которым колонка раскрепляется в горной
выработке — забое.
Податчи ки (табл. X 6) предназначаются для возвратно-поступатель-
ного перемещения перфораторов и создания осевого усилия на забой.
Эксплуатация перфораторов эффективна прн соблюдении следующих усло-
вий работы-
давление сжатого воздуха в питающем шланге должно быть не менее 0,5 МПа;
воздухоподводящий шланг до присоединения к перфоратору необходимо
продуть;
забуривание шпура следует вести при пониженном давлении сжатого воз-
духа (кран неполностью открыт);
перед началом бурения необходимо проверить поступление масла из авто-
масленки в перфоратор;
вода для промывки шпуров должна поступать в количестве не менее 3 л/.мин,
давлением 0,25—0,3 МПа.
634
Таблица Х5
Характеристика винтовых распорных колонок
Параметры вк-зо вк-со ВК-80 вк-юо
Длина, ММ'
наибольшая 2300 2300 2300 2800
наименьшая 2000 2000 2000
Число кронштейнов Масса, кг 1 I 2 2
общая 38 72 104 128
колонки 30 60 80 100
Таблица Х.6
Характеристика автоподат“иков
Параметры впк-1 пп-з ПП-4 | KUM-4 ПЦ-6
Вид автоподатчнка Ход подачи, мм Цепной 800 1000 Винтовой 1000 850 Цепной 1500
Усилие подачи, кН Мощность пневмопривода, 0,85 0,90 0,80 0,80 3.0 0,92
— 0,368 0,257 0,257
Масса, кг 27 44 47 41 140
635
Характеристика автомасленок для перфораторов
Типоразмеры масленок ВнутрснниЛ диаметр пнсвмошланга. Емкости резервуара, л масля, г/ч Масса, кг
МЛ-3 16 0,2 60 1,2
МА-4 — 0,6 60 4,0
МЛ-5 19 0,15 60-80 1,5
МЛ-6 25 0,2 60-80 1,9
МА-8 25 — — —
мл-11 25 0,18 30-140 1.67
ФАМ-1 25 0,175 40-70 1,39
ФЛМ-2 — 0,4 40-80 2,0
КМ-4 - 0,6 60 3,3
Обслуживание и ремонт перфораторов Промывка н текущие ремонты про-
изводятся, как правило, в шахтных мастерских, капитальные — в централь-
ных мастерских или па рудоремонтных заводах производственного объедине-
ния. Па рудниках черной н цветной металлургии осмотры и промывку произ-
водят не реже одного раза в месяц, текущий ремонт — одни раз в три месяца.
Наиболее прогрессивной н экономически выгодной формой ремонта является
гарантийная система технического обслуживания.
Смазка. Детали перфораторов высокой точности и работают в тяжелых
условиях прн очень больших скоростях и динамических нагрузках, поэтому
уход за ними должен быть весьма квалифицированный.
Жидкая смазка должна подаваться в перфоратор только через автомаслснку
(табл. X 7), которая последовательно подсоединяется к шлангу па расстоянии
2—5 м от перфоратора.
Шланг рекомендуется применять нз маслостойкой резины.
Наиболее соответствующими условиями работы перфораторов являются
индустриальные масла 12, 20, 30, 45 при температуре ие ниже—5°C. При
более низкой температуре к этим маслам следует добавлять керосин из расчета
152 г на каждые 85 г масла. Индустриальное масло 45 хорошо смазывает детали
прн положительной температуре окружающей среды. Прн отрицательных тем-
пературах к нему добавляют 30 г керосина на каждые 100 г.
Расход смазки составляет 50—80 см3/ч при давлении сжатого воздуха 0,4—
0,6 МПа. Признак удовлетворительной смазки — появление следов масла на
хвостовике бура.
§ 202. Самоходные бурильные установки
Самоходные бурильные установки (табл. Х.8, Х.9) изготовляются на гу-
сеничном, колесно-рельсовом и пневмоколесиом ходу, применяются для бу-
рения шпуров диаметром 36—42 мм, глубиной до 4,5 м.
636
Таблица Х.8
Техническая характеристика отечественных самоходных установок для бурения шпуров
Показатели СБКН-2м СБК11-2П БК-2Д БК-ЗД БК-5Д СБУ-2М СБУ-2К
Число буровых машнп 2 2 2 3 3 2 2
Тип буровых машин ПК-60 ПК-50 ПК-60 ПК-60 ПК-75 ПК-50 ПК-60 БГА-1м
Масса, кг 60 56 60 60 75 56 141
Глубина бурения, мм 2500 2200 3000 3000 4000 2500 4000
Диаметр коронки, мм 40-65 32-42 40-42 40-42 32—46 32-46 32-42
Диаметр буровой стали, мм 25-32 25-32 25-32 25-32 25-32 25-32 25-32
Длина подачи, мм Габариты в транспортном по- ложений, мм: 2500 2203 3000 3000 4000 2500 4000
ширина 1300 1250 1500 2000 2400 1750 2400
высота 1500 1200 1500 2030 2500 1870 2750
длина 6000 3650 9050 9780 11 800 7100 9200
Размеры забоя, обуриваемого с одной установки (ширина х X высота), м — 4X3 3,4X3,2 4,5x3,6 8X7 5X3,9 7X5
Тип ходовой части Жесткая Жесткая Шарнирная рама Жесткая рама на
Тип привода рама на колесно- рельсовом ходу Пиевмат рама на пиевмо- колеспом ходу пческий иа пневмоколесном ходу Дизельный гусеничном ходу Пневматический
Мощность привода, кВт 5 5 40 45 55 —- 39
Масса, т 5.1 2,6 9,5 10 14 20 6.7 10,8
Транспортная скорость, км/ч 3,5 3 10 10 2 0,8 15
Преодолеваемый подъем, градус 0,005 10 12 14 16 16
Радиус поворота, м 7 2,3 4 4,3 6 — —
Расход воздуха, м3/мин 25 11,0 24 36 36 24 25
S Техническая характеристика зарубежных пиевмоколесиых установок для бурения шпуров
Таблица Х-9
Показатели
Число буровых машин
Тип буровых машин
Масса, кг
Тип манипулятора
Глубина бурения, мм
Диаметр короикн, мм
Диаметр буровой стали, мм
Длина подачи, мм
Габариты в транспортном положении,
ширина
Размеры забоя, обуриваемого с одной
установки (ширина х высота), м
Тип ходовой части
Тип привода н мощность, кВт
Транспортная скорость, км/ч
Преодолеваемый подъем, градус
Радиус поворота, м
Направление бурения
Расход воздуха, м’/мин
ГЛАВА 2
МЕХАНИЧЕСКОЕ ДРОБЛЕНИЕ. ПИТАТЕЛИ И ЗАТВОРЫ
Для механического дробления горной массы применяются щековые, конус-
ные и молотковые дробилки
§ 203. Щековые дробилки
Параметром, определяющим характеристику щековой дробилки, является
величина загрузочного отверстия «В» (рис. Х.2, табл. X 10), которая определяет
по наибольшему измерению размер кусков загружаемого материала. Размер
кусков должен быть на 15—50 % меньше ширины загрузочного отверстия. Длина
загрузочного отверстия L определяет производительность дробилки. Обычно
принимается L В = 1,3.
Щековые дробилки по назначению можно разделить на две группы:
для крупного дробления (табл. Х.11) и для среднего дробления.
Регулирование загрузочной щели производится прн помощи клина 5 илн
прокладок, закладываемых под вкладыш распорных плнт 8 (см. рис. Х.2).
Постоянное сопряжение между распориыми'плитами, шатуном 7 и подвиж-
ной щекой поддерживается благодаря применению замыкающего устройства,
состоящего нз тяги 9 и спиральных пружин 6.
Футеровки обеих щек имеют вертикальное рифление, причем выступы фу-
теровочной плиты одной щеки приходятся против впадин другой футеровки.
Таблица Х.10
Техническая характеристика некоторых щековых дробилок
Параметры
Производительность, м3/1! 35-120 250-300 160 280 553
Размер приемного отвер- стия, мм: ширина В 600 1200 900 1200 1500
длина L 900 1500 1200 1500 2100
Ширина выходной щели, мм Наибольший размер загру- 75-200 150 130 150 180
500 1000 700 1000 1200
жаемых кусков, мм Угол захвата, градус 22 22 22 24 23
Ход щеки, мм 24 31 36 40 44
Эксцентриситет, мм 19 26 35 40 42
Частота вращения эксцен- 250 180 НО 150 125
трикового вала, мин-1 Движение щеки Мощность электродвигате- Сложное 75 200 Г но Простое 160 250
ля, кВт Габариты, мм: длина 2470 5000 I 5300 I 6100 I 6600
ширина 2150 5470 4350 5190 6280
высота (от фундамента) 2520 4000 3270 3890 4800
Масса дробилки, т 14,65 120 1 71'8 1 144,6 | 250,2
639
Таблица X. 11
Масса узлов и деталей щековых дробилок для крупного дробления, кг
Узлы п детали Типоразмер дробилки
-g aS !i ай 8» 39 sL 8? 32 Уй Эо
Станина в сборе 33 740 31 556 67 792 129 660 5920
Верхняя часть станины без — — 28 100 50 554 —
брони
Ннжняя часть станины без — — 2 010 6! 318 —
Вал эксцентриковый 2 600 6 500 10 600 720
Вал эксцентриковый — 13 474 24 465 35 850 6390
Шатун в сборе — 3 134 7 020 13 062 —
Щека подвижная в сборе 25 300 11 424 23 870 45 000 3070
Шкив —— 4 900 8 560 12 300 1500
Маховик 24 700 4 850 7 440 12 400
Ось подвижной щеки — 1 600 3 540 6 150
Муфта фрикционная 865 865 865 865 —
Распорная плнта — — 150
640
21 П/р В. А.
Характеристика конусных дробилок крупного дробления (по ГОСТ 6937—81—Е)
Типоразмеры дрс
с механическим регулированием разгрузочной щели
Параметры X X 1 X X 5 * Е( X X И &
Диаметр основания подвижного ко- нуса, мм 1220 1636 1900 2520 3200
Ширина загрузочного отверстия, мм 500 900 1200 1500 1500
Номинальная ширина разгрузоч- ного отверстия в фазе раскрытия профилей, мм 75 140 150 180 300
Производительность при дроблении руды средней твердости и не более 4% влажности, м3/ч 150 400 560 1150 2600
Наибольший размер кусков в пи- тании, мм 400 750 1000 1200 1200
Таблица X. 12
Лилои
с гидравлическим регулированием
разгрузочной щели (ГРЩ)
1 | *Е й ККД-1500/1X0 [pin
1220 168 1900 2520
500 900 1200 1500
75 НО; 140; 160 130; 150; 180 160; 180; 200
160 330; 420; 480 550; 680; 800 1200; 1350; 1500
420 750 1000 1300
с механическим регулированием разгрузочной щели с гидравлическим регулированием разгрузочной щели (ГРЩ)
Параметры * I 3 X й к § S X X К !i i 8 i й S ^2 § Й
Число качаний подвижного конуса в минуту 160 140 120 80 82 160 140 120 100
Электродвигатель привода:
количество 1 1 2 2 2 1 1 1 1
мощность, кВт 125 250 2X200 2X320 2X400 132 250 320 400
частота вращения, мин-1 740 735 590 590 590 740 740 590 590
Масса * дробилки с разводкой смаз- ки, т 38,5 135 229 393 610 42,4 148,5 240 406
Габариты, м:
длина (со шкивом) 3,45 9,5 13,0 13,7 14,5 3,5 4,72 8,4 9,8
ширина 2,55 4,0 4,64 5,9 6,2 2,45 3,94 4,6 5,9
высота 4,2 5,6 6,55 8,3 8,3 5,08 7,64 8,8 9,2
• Без электрооборудования, смазочной установки, фундаментных плит и арматуры, инструмента, специальных приспособлений и за-
пасных частей, ио со встроенными устройствами механизации обслуживания.
Дробилки со сложным качанием щеки расходуют электроэпер! ип на 15—
20 % меньше, чем щековые дробилкн с простым качанием щеки.
В качестве жидкой смазки заводы рекомендуют применять масло индустри-
альное И-40А или И-50А ГОСТ 20799—75. В качестве консистентной смазки
индустриальную ИП-1-з (зимняя) или ИП-1-л (летняя).
§ 204. Конусные дробилки для крупного дробления
Конусные дробилкн для крупного дробления (ККД) выпускаются с механи-
ческим н гидравлическим регулированием разгрузочной щели.
Дробилки (табл. Х.12, Х.13) с шириной загрузочного отверстия 500—
1500 мм предназначены для приема кусков с наибольшим размером 400—1200 мм.
Гранулометрический состав дробленой руды определяется размером раз-
грузочной щели (табл. Х.14).
Масса деталей и узлов конусных дробилок, кг
Таблица Х.13
Части и детали Типоразмер дробилки
Е( X X X О * ц X X
Нижняя часть станины в 9720 30 200 28 670 66 000 96 900
сборе Средняя часть станины в 8540 32 810 78 080 140 000 192 459
сборе Броня средней части ста- нины 2520 9 800 17 960 25 280 30 800
Траверса в сборе 8334 27 080 37 110 73 780 96 670
Дробящий конус в сборе 7743 25 700 41 820 79 780 133 130
Вал дробящего конуса 3060 10 500 18 000 34 550 50 600
Броня дробящего конуса 1470 3 750 6 900 11 665 17 120
Колпак 800 2 000 3 500 6 300 9 300
Эксцентрик в сборе 1416 4 695 6 284 11 100 16 080
Зубчатое колесо большое 460 1 590 2 200 3 860 4 900
Приводной вал в сборе 2152 5 930 7930X2 11 300 X2 14 180X2
Шкив приводной с валом, муфтой, фундаментной пли- той 450 4 256 3890 X2 4850X2 6750X2
Таблица Х14
Допускаемое увеличение разгрузочной щелн из-за износа футеровки
Типоразмер дробилки Номиналь- ная величина разгрузочной щелк, мм Допу- скаемое щели, мм Типоразмер дробилки Номиналь- ная величина разгрузочной щели, мм Допускаемое увеличение щели, мм
ККД-500 75 + 15 ККД-1200 150 +30
К КД-900 130 +20 К КД-1500Б 180 +40
ККД-1500А 300 +60
21*
2
Техническая характеристика однороторных молотковых дробилок с шарнирным соединением молотков
Таблица X-15
Типоразмер дробилки Размеры ротора, мм Макси- мальная ируп- загру- жаемого матерка- Ширина ВЫХОД- НОЙ решетки, Частота вращения ротора. Примерная производи- тельность. Мощность электро- двигателя, кВт дробил- Габаритные размеры, мм
диа- метр длина длина pZa сота
М-6-4Б (С-218М) 600 400 150 25 1250 12—15 14 1,28 1059 1029 1122
М-8-6 (СМ-431) 800 600 250 13 1000—1300 19,5-48 40-70 2,3 1350 1255 1230
М-10-8 (СМ-19А) 1000 800 300 45 580—950 34-54 76—120 5,8 1850 2040 1510
М-10-12 1000 1200 300 45 580-950 52-84 110—180 7,1 2110 2040 1510
М-10-12 1000 1200 300 40 580—950 52-84 110—180 9,8 2750 2270 1510
М-13-12 1300 1200 300 10 600—800 67—170 135—210 15 3000 3100 1960
М-13-16В 1300 1600 300 10 * 730 150-200 250—200 12,5 2200 2425 1900
М-20-21 В (СМ-170Б) 2000 2100 400 15 * 490 600 1000 46,3 6810 3800 3100
М-20-30В 2000 3000 400 15 * 500 850-1000 1250 54,1 7990 3980 3100
ДМРЭ- 10X10 1000 1000 80 2-5 735—1480 80—100 200-250 9,1 — — —
ДМРИЭ-14.5Х 13 1450 1300 80 3—5 735—985 100—300 500-700 19,8 — — —
ДМРИЭ-15Х15 1500 1500 120 3 1000—1500 300—500 800—1000 27,1 - - -
*) Крупность дробленого продукта.
При работе дробилки масло на сливе должно оставаться чистым и иметь
температуру не выше 50 °C. Пуск конусных дробилок осуществляется вхолостую.
Это требование не относится к дробилкам, способным работать под завалом (дро-
билки с одиодвигательным приводом и гидравлическим регулированием раз-
грузочной щели).
§ 205. Молотковые дробилки
Молотковые дробнлкн (табл. X 15, Х.16) предназначены для дробления
горных пород с коэффициентом крепости не более 15
Дробилки типа М — нереверсивные, применяются для крупного н среднего
дробления, изготовляются в трех исполнениях. Б — тихоходные, В — средие-
ходные и Г — быстроходные.
Дробилки ДМРЭ-10Х10; ДМРИЭ-14.5Х 13 и ДМРИЭ-15Х 15 - реверсив-
ные, применяются для мелкого дробления. Заводами освоен выпуск самоочища-
ющихся дробилок типа ДМЭ.
Для смазки редукторов применяется масло марки индустриальное И-50А
по ГОСТ 20799—75. Для смазки подшипников качения электродвигателей н ва-
ла ротора применяется густая смазка марки летом ИП-Л и зимой ИП1-3.
Таблица Х.16
Производительность молотковых дробилок в зависимости
от крупности дробления
ротор Р. Макси- мальный размер кусков руды инн. мм НТ= if Производительность (т/ч) при дроблении до ирупиости, мм
50 37 31 25 19 13 9 6
600 X 500 140 120 100 80 65 50 40 25
600X 500 300 200 165 135 110 85 75 60 35
600X1050 450 280 240 200 160 130 100 80' 59
600X1350 830 370 315 265 210 170 130 105 65
900X 600 200 250 210 180 155 123 90 70 45
900X 750 500 300 310 260 220 190 145 115 90 50
900X 900 550 375 320 270 230 175 135 НО 70
900Х 1200 500 420 350 245 240 180 140 85
1066X900 175 450 ' 380 320 260 210 155 125 75
1066Х 1200 600 260 600 500 475 345 280 210 165 105
1С66Х 1650 465 775 650 575 450 325 284 210 140
* Первая цифра при дроблении до крупности 50, 37. 31 мм, вторая цифра при
дроблении до крупиости 25, 19, 13 мм, третья цифра прн дроблении до крупности 9. 6 мм.
645
Область применения питателей
Таблица X.I7
Исходный материал Максималь- крупиость питания, мм Условия работы питателей
Весьма крупный Крупный Средней крупности Ниже средней крупности Мелкий 1000-1650 500—700 300-350 150-200 40—50 Весьма тяжелые Тяжелые Средние Средине, легкие Легкие 1 или 2 2 или 3 2 или 3 3
Таблица X-18
Пластинчатые питатели (ГОСТ 7424—71)
Типоразмер Расстояние Ширина между центрами ленты, мм звездочеи «А». Скорость ленты, м/с Масса, т
1-16-45 4 500 0,025-0,08 41
1-16-60 46
1-16-90 1600 60
1-16-120 12 000 70
1-16-150 15 000 86
1-18-60 55
1-18-90 68
1-18-120 1800 12 000 0,02—0,06 81
1-18-150 15 000 95
1-18-180 107
1-24-90 9 000 82
1-24-120 2500 12 000 98
1-24-150 15 000 117
1-24-180 18 000 133
Т и п 2
2-8-45 800 4 500 0,02—0,32 105
2-10-60 бооо 16
2-12-30 3 000 17
2-12-45 4 500 20
2-12-60 1200 6 000 0,1-9,32 24
2-12-90 9 000 30
2-12-120 12 000 37
2-16-30 3 000 12
2-16-45 4 500 23
2-16-60 1600 6 000 0,08—0,25 29
2-16-90 9 000
2-16-120 12 000 48
2-18-45 4 500 43
2-18-60 6 000 46
2-18-90 1800 9 000 0,08-0,16 55
2-18-120 12 000 65
2-18-180 18 000 84
2-25-45 4 500 56
2-25-60 2500 6 000 0,08-0,16 55
2-25-90 9 000 69
2-25-150 15 000 96
646
§ 206. Питатели руды и затворы
На рудниках для дозирующего питания дробилок, дозаторов подъемных
машин и конвейеров применяются преимущественно пластинчатые питатели
(табл. X 17, Х.18).
Конструкция пластинчатых питателей достаточно прочна для того, чтобы
воспринимать давление находящегося в бункере материала, поэтому оии одно-
временно служат н как затворы бункера.
Пластинчатые питатели согласно ГОСТ 7424—71 изготовляются трех ти-
пов.
1 — для особо тяжелых условий работы; 2 — для тяжелых и средних ус-
ловий работы, 3 — для легких условии работы.
Расчет производительности ни га гелей (мя/ч) производится по формуле
Q= 3600Bfto<p, (Х.1)
где В — ширина полотна питателя между бортами, м; Л — высота борта полотна,
Л = (0,35 —0,45) В, м; о — скорость движения полотна питателя, м/с; <р — коэф-
фициент наполнения лотка (<р = 0,65 — 0,8).
Затворы люков и бункеров бывают лотковые, шиберные, секторные, двухсек-
торные, пальцевые, цепные, комбинированные и затворы-дозаторы.
ГЛАВА 3
ПОДЗЕМНЫЙ ТРАНСПОРТ И ПОГРУЗОЧНЫЕ МАШИНЫ
§ 207. Электровозная откатка
На рудных шахтах применяются контактные и аккумуляторные электро-
возы (табл. Х.19).
Обработка рабочей поверхности бандажа выполняется в соответствии
с рис. Х.З. Толщина проточенного бандажа должна быть не менее 26 мм.
Разница диаметров по кругу катания на одной колесной парс допускается
не более 0,3 мм.
Рис. Х.З. Профиля поверхности катания иолеса:
о -• рудвнчвой вагонетки; б — бандаж дли подвижного состава уэкоЯ колен
647
Техническая характеристика рудничных электровозов
Параметры Контактные
ЗКР-600 4КР 10КР2 НКР 2А
Сцепной вес, кН 30 41 100 140
Колея, мм 600 600; 750; 900 600; 750; 900 750 900
Напряжение постоянного тока, В 250 250 250 250
Мощность электродвигателя, кВт 12,8 10,2X2 25X2 45X2
Тяговое усилие часового режима, 5,50 9,00 17,00 24,00
Скорость часового режима, км/ч Размеры, мм- 8,3 5 10,5 12,6
ширина по выступающим частям 960 1000 1300 1048 1348 * 1340
длина по буферам 2590 3120 4500 4900
вы.сота по кабине 1400 1515 1500 1550
Жесткая база, мм 810 900 1200 1700
• Для колеи 750 и 900.
Таблица X-19
Аккумуляторные
22
550; 575;
600
80
4,3
3,30
3,95
900
2015
1180
650
45
550; 575
600; 750
80
12
7,00
6,4
1000
3300
1350
900
50
550; 575
600; 900
80
12
7,00
6,4
1300
3480
11480
450
85
550; 600
80
22,4
11,50
6
1080
4550
1440
1200
130
900
80
31,2
17,00
6
1380
5600
1515
1500
Колесные пары, установленные на одном электровозе, могут иметь раз-
ницу диаметров по кругу катания ие более 3,0 мм.
Осевая игра подшипников буксы должна быть п пределах 0,07—0,17 мм.
Электровозы оборудуются колодочным тормозом с ручным или пневмати-
ческим приводом (рис. Х.4). Ручной привод является вспомогательным.
Тормоз с одним ручным приводом применяется только на электровозах
с малым сцепным весом.
Для смаэкн электровозов применяются жидкне масла — индустриальное
И-45А по ГОСТ 20799—75, густая смазка — солидол С по ГОСТ 4366—76, до-
пускается солидол УС по ГОСТ 1033—79.
Рельсовые пути. На шахтах СССР ширина колеи принимается равной 600,
750 и 900 мм.
Отклонения от нормальной ширины колеи ие должны превышать в местах
уширения 4 мм и в местах сужения 2 мм. Рельсовые пути рекомендуется укла-
дывать с уклоном равного сопротивления, т е. для движения состава груженого
и порожнякового затрачивается одинаковое усилие. В руддворвх пути уклады-
ваются в зависимости от принятой схемы механизации обмена вагонеток.
Балластный слой верхнего строения пути состоит обычно из щебня твердых
пород размером 20 — 40 мм или острогранпого гравия размером 8—20 мм.
Толщина балластного слоя под шпалами должна быть не менее 10 см. На
1 км одноколейного пути расходуется примерно 400 м3 балласта.
Стыки рельс скрепляются прн помощи накладок и болтов. Накладки при-
меняются плоские и уголковые. Для улучшения электропроводности стыка
концы рельсов соединяются медным проводом сечением не менее 50 мм3.
Высокое качество соединения стыков можно получить электросваркой рельс
ванным способом при зазоре между рельсами 16—18 мм.
Срок службы деревянных шпал (табл. X 20, X 21)- непропитаиных — 5 лет;
пропитанных —10—12 лет.
Тип рельса характеризуется массой 1 м и высотой (табл. X 22).
Размеры стандартных деталей скреплений для рудничных рельсов при-
ведены в табл. X 23; X 24; Х.25; X 26.
Стрелочные переводы (табл. Х.27) изготовляются в правом и левом испол-
нении. Марка крестовины, обозначенная буквой «М», определяется углом а,
под которым пересекаются рабочие грани п крестовине и соответствуют выра-
жению M = 2tg-y, т. е. двойному тангенсу половинного угла крестовины.
Типоразмеры обозначаются буквами ПС или ПО с цифрами, обозначающими:
первая буква П — перевод; С или О — симметричные или односторонние, пер-
вая цифра — ширина колеи в дециметрах (6 = 600, 7 — 750; 9 = 900 мм), вто-
рые две цифры — масса 1 м рельса (кг), из которого изготовлен стрелочный
перевод, третья дробная цифра — марка стрелочного перевода, последняя одна
или две цифры — радиус переводной кривой в м.
Контактная сеть. В соответствии с ГОСТ 2584—75 промышленностью
выпускаются пять размеров контактного провода сечением 65, 85, 100, 120,
150 мм3 (табл X. 28).
Детали /, 2, 3 и 4 для подвески контактного провода 5 (рис. Х.5,
табл. X 29) изготавливаю гея из стального проката. Болт 4, соединяющий за-
жимы с растяжками, имеет полиэтиленовую изоляцию.
Параметры электровозной откатки. Вес груженого состана, исходя из
условий сцепления колес электровоза с рельсами (по сцепному весу электро-
воза), кН:
Q,.p = Р + пбв = Р + п (G 4- 60)-----122^------ (Х.2)
110а + Wrp + i
Сила тягн электровоза при трогании груженого состава, кН"
F;p=(P i-ziGu)(<4±i+ 110а). (Х.З)
649
Размеры деревянных рудничных шпал
Тип Гип шпал щпна. Ширина, см Длина шпалы, мм
I?! 5 о Ш 600 750 900
Р38, РЗЗ Р24, Р18, Р15, Р11 Р24, Р18 Брусковые Пластинчатые 14 12 13,8 13 9.5 22,5 18,8 24 1200 1359 1600
Таблица Х.21
Расход деревянных шпал
Тип рельсов рельса, м Расстояние от стыка до перв шпал. Расход шпал на звено, равное дли* не рельса. Расстояние между шпалами, мм
от стыковой до следу- ющей между средними
Р18 8 200 10 650 900
Р24 12,5 200 12 ... 14 400 720
РЗЗ 12,5 200 18 590 720
Р38 12,5 200 18 500 720
Таблица Х.22
Размеры рудничных рельсов
Ре^ Размеры, мм Площадь попсреч- 1МмССкг Длина рельса, м
высота ширина
подошвы ГОЛОВКИ толщина
Р18 90,0 80 40 10 29,07 18,86 8
Р24 107,0 92 51 10,5 30,75 24,10 8; 12
РЗЗ 129,0 ПО 60 12,0 42,76 33,48 12,5; 25
Р38 135,0 114 68 13 49,06 38,42 25
Таблица Х.23
Характеристика костылей
Тип рельсоп Размеры костылей, мм Масса одного костыля, г/м
размеры квадрата длина
Р18 12X12 ПО 13)
Р24 14X14 130 212
РЗЗ 1 16X16 163 248
Р38 16X16 163 248
651
Таблица Х.24
Характеристика подкладок
рельсов Форма сечения подкладок (тип) Размеры подкладок, мм
длина ширина толщина
Р18 Клинчатые 200 100 17,5 2,03
Р24 > 200 100 17,5 2,03
РЗЗ Двухугловые 200 100 17,5 3,02
Р38 — — 17,5 5,25
Таблица Х.25
Характеристика накладок
рельсов Форма ссчення накладки Размеры ианладок, мм Маем,
длина ширина диаметр
Р18 Угловая 372 63,9 14,5 21,0 3,06
Р24 ъ 374 74,1 4,72
РЗЗ Двухугловая > 790 24,0 12,43
Р38 790 — 24,0 15,61
Таблица Х.26
Характеристика болтов
Тип рельсов Размеры болтов, мм Масса одного болта с гаПкоП,
диаметр длина
Р18 16 72 0,160
Р24 18 88 0,261
РЗЗ 22 115 0,571
Р38 24 135 0,631
Сила тяги всех двигателей электровоза при равномерном ходе состава, Н:
груженого
srrp = (Р «Си) (®гр — 0; (Х.4)
порожнего
sfnop = (Р + лС0) (®иор + »)• (Х.5)
Средний уклон откаточного пути (определяется для наиболее крутоиаклон-
ной выработки) принимается i = 0,003 4- 0,005 %:
. 1000(//к — //н) (Х6)
652
Таблица Х.27
Стрелочные переводы
Типоразмер Длина перево- да, мм Масса, Типоразмер Длина перево- да. мм Масса,
110618-1/4-12 65С0 710 ПО718-1/3-8 5 600 640
ПО618-1/3-8 3850 550 ПО718-1/2-5 3 500 540
ПО618-1/2-4 3070 460 ПО918-1/4-12 7 900 840
ПО624 1/4-12 6750 1000 ПО918-1/3-8 4 750 500
ПО624-1/3-8 3920 700 ПО918-1/2-6 4 050 560
ПО624-1/2-4 3170 570 110924-1/5-20 9 850 1400
ПО733-1/6-30 9300 1750 110924-1/4-12 8 100 1170
ПО733-1/5-20 8800 1600 110924-1/3-8 4 370 800
ПО733-1/4-12 8000 1020 ПО924-1/2-6 4 180 710
ПО724-1/4-12 7250 1020 ПО924-1/3-9 7 180 877
ПО724-1/3-8 5600 820 ПО933-1/5-20 10 400 2050
ПО724-1/2-5 3350 710 ПО933-1/4-12 8 700 1700
110718-1/4-12 7200 820 ПО933-1/2-6.5 НС718-1/3-12 5 600 1200
110933-1/3-12 8500 1600 6 250 730
ПС618-1/3-12 4420 560 ПС718-1/2-8 4 700 650
ПС618-3/5-4 2370 460 ПС918-1/3-12 5 450 650
ПС624-1/3-12 4550 750 ПС918-3/5-8 3 180 500
ПС624-3/5-4 2460 600 ПС924-1/3-20 5 910 930
ПС733-1/5-30 8600 1550 ПС924-1/3-12 5 550 890
ПС733-1/4-20 7800 1440 ПС924-3/5-8 3 270 650
ПС733-1/3-12 6900 1290 ПС933-1/3-20 6 310 1350
ПС724-1/3-12 6250 920 ПС933-1/3-12 6 010 1300
ПС724-1/2-8 4700 820 ПС933-1/4-30 750 1500
Таблица Х.28
Провод контактный фасонный (марок: МФ, МФО)
65
100
120
150
Сечен не
провода.
Размеры провода к рнс. X. 12 Сопро- тивление. Допусти- мая дли- тельная иагруз- Сопро- тиилекис разрыву. Строитель- ная длина, Масса 1000 м. кг
В н
10,19 9,3 0,272 455 247,0 850-2500 578
11,76 10,8 0,200 595 392,0 1400—2000 755
12,81 11,8 0,177 700 350,0 1400-1800 890
13,9 12,9 0,147 840 420,0 1400—1800 1069
15,5 14,5 0,144 1050 525,0 14(H)—1600 1355
Сопротивление движению от уклона равного сопротивления, Н/т (численно
принимается 20 Н/т):
(Х.7)
653
Параметры подвески контактного провода
Расстояние между подвесками на участках, м Давлен не графа тактныП провод. МПа Искривлен не подвески провода от осн рельсо- вого пути. Минимальная высота подвески провода от головки рельса, м
примой кривой по горизон- тальной выработке у посадоч- ных н раз- грузочных в рудничном дворе.н аналогичных пунктах
5 3 0,7 159 1.8 * 2,0 2,2
Принимается в зависимости от емкости вагонеток.
Превышение наружного рельса па закруглении при самокатной откатке
(мм).
ДЛ=100^. (X 8)
Вес груженого состава, исходя из условий нагревания двигателей (по силе
тяги), кН.
QrP = P+nGB = -7^—(Х.9)
ни т (се>гр — Р)
Относительная продолжительность движения:
т = т Гл” g • (Х.10)
Тдв + «
Продолжительность движения с грузом и порожняком в течение одного
рейса состава, мин.:
Тдв = 60 0,75Одл = 22,5одл ’ (Х ' °
Масса груженого состава, исходя из условий его торможения на среднем
уклоне, т:
л D _L иГ ЮООРт/ /V ift\
(?1.р = р + лСв=щ-——(Х.12)
Замедление при торможении электровоза, (м/с2):
к2
ат = к7- <Х.13)
Число возможных рейсов одного электровоза в течение смены:
60/
Т'дв НО •
(Х.14)
Потребное число рейсов для обеспечения сменной производительности (с уче-
том привоза и вывоза людей):
М
Шсм=-^- + 2.
(Х.15)
654
Таблица Х-29
Расстояние контактного провода до крепи, мы Расстояние держателя провода до изолятора. Секционное разъединение контактного провода, м Предельный износ контактного провода, измеряемый <ю его высоте, мы. При потере сечения: провода 100 мм’ до 30%. провода 65 и 65 им* до 20%
200 300 Через 500 м Провод 100 мм* до 8,2 мм, провод 85 мм* до 8,3 мм, провод 65 мм4 — 7 мм
Общее число потребных электровозов (с учетом резервного): 2=-^ + I. т 1 (Х.16)
Возможная среднесмеипая производительность одного электровоза, (т/км):
mnGL с “ТоооГ* (Х.17)
Расчетная сменная производительность одного электровоза, (т/смену):
С AL ₽ 1000(2-1)' (X 18)
Расчетный коэффициент использования электровозов: Время движения (мин): груженого состава Тгр = 60 0,8vrP = 48и^Г ’ порожнего состава Т L Таох,~&Г^' Эффективный ток двигателя (А). / _„1/ ^гр^гр 1~ /портпор Trp + Tuop + 0 ' Для нормальной работы электровоза необходимо, чтобы /эф < /дл ~ 0,4/.|- (Х.19) (Х.20) (Х.21) (X 22) (Х.23)
Расход электроэнергии на шниах тяговой подстанции за один рейс, кВт-ч
р _ . //(/гр7*гр I'/nopTnop) ь v 1000 3600 Мощность преобразовательной подстанции (кВт): (Х.24)
Р = </ШСр(2- 1) Ю-1. Средний продолжительный ток (Л): . /грТгр -f- /цорТпор С₽ 7"гр Н’ Тпор (Х.25) (Х.26) 655
’ 2 а б 5О'[\ Л , I —^4>>z V =t J ) \y//y///\ 1 wx/AV/hi35' [ a g J |я 8 1 Падение напряжения в контактои сети (В): ДУс = ДС^и И ДУр Ц- Д^п. к + Уо. к» Д(/Сс 15%УС Падение напряжения в контактном проводе да= \‘iLi . о7<7и£ Ь5б Рнс. Х.5. Детали подвески контактного провода: аажнм двойной; 3 — муфта натяжная; 4 — болт изоли- рованный; 5 — контактный провод (о — фигурный. ГОСТ 2584-75; 6 - фигур- ный овальный ГОСТ 2584 — 75) (Х.27) (В): (Х-28)
Падение напряжения о рельсах (В):
= (Х.29)
Падение напряжения в питающем и отсасывающем кабелях, В:
<хзо>
Средний продолжительный ток, А:
I _ ^ГрУгр -г /цорТпор /V on
'ср------7---г-™-------• (л.О1>
' i-р г 1 пор
Принятые обозначения:
Р — сцепной вес электровоза, кН; л — число вагонов в составе:
Св, G и Со — соответственно общий, полезный (грузоподъемность) и мерт-
вый (вес тары) вес вагонетки, кН,
0=^----------KHvHV, (Х.32)
Лр
где Кн — 0.9—0,95—коэффициент наполнения вагонетки; v — плотность 1 м3
руды в целике (монолите), т/м3; V — геометрическая вместимость вагонетки, м3;
Кр = 1,5—1,6 — коэффициент разрыхления руды; vu — насыпная плотность
руды, т/мя; ср — коэффициент сцепления электровоза с рельсами (с подсыпкой
песка ф = 0,25); а = 0,03—0,05 — пусковое ускорение движения состава, м/с2;
w'p = (1,5—2) се>гр — пусковое удельное сопротивление движению груженой
вагонетки, Н/т, w (се>гР, се>пор) — удельное сопротивление движению вагонетки
(груженой и порожней), представляющее отношение величины основного сопро-
тивления движению вагонетки к ее массе, Н/т; s — число двигателей электро-
воза; Нк — конечная отметка пути, м; Htl — начальная отметка пути, м; / —
длина пути, м; v — скорость движения состава, м/с; b — ширина колен, м; R —
радиус закруглений (поворотов), м; при v < 1,5 м/с R принимается не менее
7-кратной жесткой базы, при о> 1,5 м/с — не меиее 10-кратнон жесткой базы
электровоза или наибольшего вагона, для четырехосных вагонов жесткая база
равна расстоянию между осями поворота тележек; £дл — длительная сила тяги
электровоза, кН. Находится по тяговой характеристике двигателя по величине
силы тока длительного режима /дл « равной 0,4/ч; и — коэффициент манев-
рового режима. Принимается равным 1,4 при длине откатки от 1 до 1,5 км;
1,15 прн длине откатки от 1,5 до 2 км и 1,1 при длине откатки более 2 км;
0 — 10—20 — время маневрирования прн погрузке и разгрузке, мин; L — длина
пути откатки, м; идл — скорость состава в длительном режиме, м/с. Находится
по тяговой характеристике двигателя но /л., = 0,4/ч; Рт — Р — тормозной
вес электровоза, кН; f = 0,2 — коэффициент сцепления заторможенных колес
электровоза с рельсами, t»T — идл — скорость состава в начале торможения, м/с;
/т = 40 — допустимая длина тормозного пути груженого состава, м (ЕПБ)
для пассажирского — 20 м; t — число часов работы электровоза в течение
смены, ч; 1,2—1,25 — коэффициент неравномерности поступления груза;
А — заданная сменная производительность откатки, г; игр, Опор — скорость
движения соответственно груженого и порожнего составов. Находится ио тяговой
характеристике двигателя через Ггр и Fuop, м/с; ш = 1,15—1,4 — коэффициент,
учитывающий ухудшение охлаждения электродвигателей электровозов во время
остановки н маневров; /гр, /аор — соответственно сила тока двигателей груже-
ного и порожнего составов, А; /дл = 0,4/ч — сила тока длительного режима, А.
Находится по тяговой характеристике двигателя через силу тока часового ре-
жима /ч; ф ~ 1,1 —1,3 — коэффициент, учитывающий работу электровозов
во время маневров; U — напряжение на шинах тяговой подстанции, В, у =
= 0,5—1,0—коэффициент одновременности работы электровозов, зависящий
от числа электровозов; t/0 — напряжение на шинах постоянного тока, В; / —
657
потребляемый ток. A, L[ — расстояние электровоза от тяговой подстанции, м,
<7к — площадь сечения контактного провода, мм9; е = 0,85 — коэффициент
износа контактного провода; р — сопротивление 1 км одноколейного рельсового
пути. Ом; для рельса Р18 р— 0,047, для Р24 р= 0,037, для РЗЗ р = 0,21;
г — число путей в выработке; LUK, Lo„ — соответственно длина питающего и
отсасывающего кабеля, м; q — площадь сечения питающего (отсасывающего)
кабеля, мм9.
Из трех определений числа вагонов в составе (по сцепному весу, торможе-
нию и силе тяги)
(Х.ЗЗ)
принимается наименьшее число вагонеток.
Если иа горизонте несколько откаточных штреков, то в вышеприведенных
формулах значение L определяется как средневзвешенная величина, м'
, _ М -I- ЬгАг к 4-
(Х.34)
где Lj, Lt, Lt — длина путей откаточных штреков, м; А„ Л2 .. Л, — количество
груза, провозимого по откаточным штрекам за смену, т.
График движения электровозов строится в прямоугольных координатах:
по оси абсцисс откладывается время, по оси ординат — расстояние. Для построе-
ния графика необходимо зиать число откаточных путей, время движения состава,
расстояние откатки, время маневрирования, число размииовок. При этом можно
принимать маневровую скорость состава равной 1 м/с, одного электровоза —
1,5 м/с. Отцепка и приценка к составу — 30 с, перемена хода — 20 с, время
на проход одной стрелки — 30 с. Время маневров в рудничном дворе — 5—
15 мнн, на участке —5—10 .мни.
Преобладающим уклоном считается наибольший по величине уклон протя-
женностью более 200 м (Z> 200 м), но не менее длины состава плюс длина тор-
мозного пути, установленная ЕПБ.
§ 208. Рудничные вагонетки
Вагонетки (табл. Х.ЗО) типа ВГ емкостью до 4,5 м9 с глухим кузовом пред-
назначаются для транспортирования горной массы по подземным выработкам
и на поверхности. Вагонетки емкостью свыше 4.5 м9 предназначаются для от-
катки по подземным выработкам.
Вагонетки типа ВД с откидным днищем предназначаются для транспорти-
рования горной массы по горным выработкам и применяются преимущественно
иа уюльиых шахтах.
Вагонетки тина ВБ с откидным бортом предназначаются для транспортиро-
вания горной массы по подземным выработкам.
Вагонетки типа УВГ но ТУ 24-7-12-060—73 с глухим кузовом изготов-
ляются только для действующих шахт и предназначаются для транспортирова-
ния горной массы по горным выработкам и на поверхности.
Вагонетки типа ВО—УВО по ОСТ 12.47006—74 с глухим опрокидным ку-
зовом предназначаются для транспортирования горной массы ио подземным
выработкам и на поверхности.
Вагонетки емкостью свыше 1,2 м9 должны изготовляться с автоматическими
сцеоками и иметь амортизированную посадку кузова с рамой на колесные пары.
Крюковые сцепки должны обеспечивать тяговое усилие не менее 60,00 кН,
а автоматические сцепки — не менее 70,00 кН.
Колеса н осн колесных пар должны изготовляться из стали по качеству
не ниже, чем у стали марки 45, улучшенной.
Поверхностная твердость обода катания колес после закалки должна быть
не менее 340 НБ.
658
Таблица Х.ЗО
Вагонетки шахтные грузовые
Емкость Грузе- годном- кН Габариты, мы Жест- ММ Ширина колеи, мм Дна- Мас- са,
рииа длина сВота
В а г о и е т кис г л у х н м к у а о в ом типа : ВГ
0,7 18,0 859 1250 1229 590 600 300 488
1,0 * 18,0 850 1590 1390 590 690 390 599
1 1 * 20,0 859 1800 1390 559 699 300 570
1,2 30,0 1900 1850 1300 600 600; 750 350 78,9
1,3 23,0 880 2-:юо 1300 550 600 300 610
1,4 * 25,0 859 2400 1230 650 600 300 674
1,6 * 30,0 850 2700 1200 800 600 300 706
2,0 * 59,0 1250 3)70 1200 1000 750; 900 400 1579
2,2 55,0 1290 2950 1390 1000 600; 750 400 1518
2.5 45,0 1240 2975 1300 8С0 900 350 1153
3,3 * 60,0 1320 3625 1300 1100 900 350 1290
4,0 70,0 1320 3859 1690 1300 900 350 3860
4,5 110,0 1350 3950 1550 1259 750; 900 400 3850
9,0 225,0 1350 7850 1550 4000 759; 900 400 9000
10,0 250,0 1800 7300 1600 4000 750; 9(H) 400 9359
В г о и с т к и с откидным борт ом типа ВБ
1.6 I 40,0 I 1300 I 2550 I 1300 I 900 I 600; 750 I 490 I 1778
2.5 60,0 1350 3150 1400 1000 690; 750 400 2275
4,0 | 100,0 | 1350 | 4590 | 1550 | 1250 | 750 | 400 | 4400
Е (агоне Т К Н 1 г н и а УВГ п о ТУ 24-7-12-060—' 73 '
0,8 14,0 800 1400 1300 450 575/550 300 562
1.0 18,0 850 1599 1300 500 575/559 300 518
1,2 20,0 850 1800 1300 550 575/550 ЗОЭ 581
1.3 23,0 880 2000 1300 550 575/550 300 637
1.4 25,0 850 2400 1230 659 575/550 300 676
1,6 30,0 850 2700 1200 800 575/550 300 708
Вагонетки типа ВО 1 ю ОСТ 12.47 0 06-74
0,32 10,0 752 1180 1068 400 690 309 400
0,4 10,0 760 1250 1159 400 600 390 725
0.4 10,0 870 1350 1200 400 690 390 795
0.8 2010 1000 1900 1250 600 609 ЗОЭ 1300
0,8 20,0 1000 1900 1250 600 759 390 1300
Е 1 а го ие тки типа УВО п о ОСТ ' 12.47.006—74
0.4 J I 10,0 I 870 ] 1300 I 12.90 I 400 I 6.90 I 3(КЭ I 550
0.8 | 20,0 | 1000 | 1859 | 1259 | 600 | 600 | 300 | 700
В а г о к е т к и пассажи р с к и е типа ВП
12 посадоч-
ных мест
18 посадоч-
ных мест
1025 I 4500 I 1570 I 1700/450 I 600 I 300
1325 4500 1570 1700/450 900 300
Изготовляются только для действующих шяхт
659
Таблица Х.31
Нормы расхода запасных частей рудничных вагонеток У ВО-0,8
Наименование узлов и деталей Количество па одну вагонетку Машинное работы, ч 1руппа стойкости Норма рас* хода деталей па одну вагонетку в год
Полускат 2 3 840 II ]
Колесо 4 3 840 II 3,32
Крюк со звеном цепи 2 11 520 III 0,32
Буфер 4 3 840 II 0,6
Пружина 2 11 520 III 0,32
Подшипник качения 8 3 840 11 3,32
Угол между поверхностью пола опрокинутого кузова вагонетки с откидным
бортом и поверхностью прямого участка пути должен быть не менее 50°. Срок
службы выгопеток до списания — ие менее 6,5 лет.
Условия правильной работы подвижного состава:
скорость движения поездов ие более 5,5 м/с;
рельсовые пути ие должны иметь на стыках превышение одного рельса над
другим н зазор между рельсами более 5 мм, отклонение рельсов относительно
друг Друга в горизонтальной плоскости не более 2 мм;
сцепление вагонетки, снабженной автосцепкой, с электровозом должно
осуществляться через переходную автосцепку;
у подрессоренных вагонеток все колеса в неиагружеииом состоянии должны
равномерно опираться на рельс, как у электровозов. У иеподрессоренных одно
колесо может подниматься от рельса на высоту ие более 2 мм;
загрузка вагонеток должна производиться с высоты нс более 0,5 м от верх-
него уровня кузова;
осевой зазор в конических роликоподшипниках колес должен быть ие более
0,1 мм.
Предельное состояние элементов вагонеток, подлежащих ремонту или за-
мене (табл. Х.31):
автоматические сцепки, которые имеют отклонение на 10° в вертикальной
плоскости и иа 20° в горизонтальной плоскости;
крюковые сцепки с изгибом пальца крепления крюка более 7 мм;
крюковые сцепки с разгибом крюка более 40 мм, толщиной основания
крюка менее 27 мм, толщиной проушины крюка менее 11 мм, толщиной колец
меиее 19 мм, проседанием вертлюга в траверсе более 3 мм, разгибом серьги
более 70 мм;
выбоины на колесе глубиной более 10 мм;
колеса со скольжением по рельсу прн движении.
§2209. Вагоноопрокидыватели
На рудных шахтах преимущественное применение получили круговые
(роторные) опрокидыватели (табл. X 32, Х.ЗЗ).
Каждый круговой опрокидыватель состоит нз металлической клети, меха-
низма вращения, механизма для закрепления вагона и устройства для перекаты-
вания вагона по платформе.
Привод механизма вращения в опрокидывателях бывает: каиатиый, зубча-
тый, фрикционный-
660
Таблица Х.32
Вагоноопрокндывателн для подземных условий
Марка или тип Тнп разгру- жаемого вагона Количество одновре- менно раз- гружаемых вагонов днигатс- Масса.
Опрокидыватели круговые без пропуска
электровоза (ТУ 24-8-339—70)
ОК-1-2с
ОК-1-4
ОК-1-4С
ОК-2-4
Опрокидыватели круговые с пропуском
электровоза (ТУ 24-8-337—70)
ОКЭ-1-4,0 I ВГ 4,0 I 1 I 30 I 44,0
ОКЭ-2-4,0 ВГ 4,0 2 40 55,0
ОПЭ-6-1 ВГ 10,0 1 40 53,2
ОПЭ-7 I ВГ 10,0 1 | 40 | 51,0
Опрокидыватели круговые с расцеплением
состава (ГОСТ 16982—71)
ОК-2,5-150-60 ВГ 0,7 1 4,5 5,50
ОК-2,5-150-60 * ВГ 0,7 1 4,5 6,10
ОК-2,5-270-60 * В Г 0,7 2 4,5 7,35
ОК-2,8-200-60 ВГ 1,2 1 4,5 7,80
О К-2,8-200-60 * ВГ 1,2 1 4,5 7,80
QK-2,8-380-60 • ВГ 1,2 2 7,0 11,700
ОК-2,8-380-75 ВГ 1,2 2 7,0 10,50
ОК-2,8-296-60 ВГ 2,2 1 4,5 10,700
О К-2,8-574-60 * ВГ 2,2 2 10,0 15,20
О К-2,8-574-75 ВГ 2,2 2 10,0 15,20
дОирокндывателн автоматические
с электровиброочисткой (ТУ 24-7-143—67)
ОА2ПВ ВГ 1,3-600 7,5 11,25
ОА2ПВ ВГ 1,3-600 — 7,5 11,40
ОА2ПВ ВГ 1,6-600 7,5 12,40
ОАЗПВ ВГ 2,5-900 — |10,0 14,25
ОАЗПВ ВГ 3,3-900 — 10,0 15,0
* Без расцепления состава.
661
Таблица X 33
Техническая характеристика ваюноопрокидыва гелей широкой колен
Параметры
Тип (шифр)
Диаметр катания, мм
Длина ротора (барабана), мм
Расстояние между осями бандажей, мм
Колея вагона, мм
Грузоподъемная сила, кН
Количество опрокндывапий/час
Максимальный угол поворота, градус
Привод опрокидывания
Масса, т
При под механизма пращення
канатный зубчатый
ВРС-3
8 140 7 390
17 000 17 020
15 800 7 670/460
1 524 1 524
1 500 1 500
30 30
185 175
Электрический Электрический
— 108.3
§ 210. Конвейерный транспорт
Ленточные конвейеры (табл. Х.34) но конструктивным признакам делятся
на стационарные и катучне.
По мощности привода конвейеры можно разделить на четыре группы: лег-
кие — до 10 kBi, средине — 10—400 кВт, тяжелые — 400—1000 кВт и сверх-
тяжелые — с приводом свыше 1000 кВт.
Мощность н производительность конвейера определяется расчетом.
В обозначении типоразмера: первая группа цифр — ширина ленты в санти-
метрах, вторая группа цифр — диаметр приводного (натяжного) барабана в сан-
тиметрах, |ретья группа цифр (после тире) — внутренний диаметр подшипника
в миллиметрах.
Для угольных шахт выпускаются конвейеры со скоростью ленты до 3,15 м/с.
Эти же конвейеры применяются и па рудных шахтах.
Во избежание схода ленты под действием натяжения в сторону от ролико-
опор ленточные конвейеры должны быть прямолинейны в плане. В вертикальной
плоскости они в определенных пределах могут иметь изогнутую форму с выпук-
лостью вверх или вниз (табл. Х.35)
Прн установке ленточных конвейеров в выработках с переменным углом
наклона очень важно соблюдать, чтобы даже на коротких участках трассы на-
клон конвейера ие превышал 18° при транспортировании вверх п 16° при транс-
портировании вниз
В настоящее время для горизонтальных и слабонаклонных выработок вы-
пускаются конвейеры с шириной ленты 800 н 1000 мм. Для наклонных вырабо-
ток в основном выпускаются конвейеры с шириной ленты 1000 мм и крутона-
клонпый конвейер ЗЛН80.
Конвейерные ленты в зависимости от условий эксплуатации н назначения
(табл. X 36) изготовляют пяти типов. 1; 2Р; 2; 3; 4 н следующих видов:
Таблица Х.35
Радиусы перегиба трассы конвейера в вертикальной плоскости,
м (не менее)
Ширина лепты, мм Вогнутый профиль Выпуклый профиль
700; 800; 900; 1000; 2000 90; 100. 110, 120; 130 9; 10; 11,5. 12,5. 15
662
Таблица Х.34
Характеристика ленточных конвейеров
Типоразмер конвейера Ширина Барабан, мм Ролики
Длина Наружный диаметр Желобчатые ролккоопоры Прямые, нпжпке
Диаметр, мм трубы. опоры. КГ Длина Масса,
6540-60 650 750 530; 630; 800; 1000 83; 102 245 25; 33 753 17; 21
6350-80 650 750 500; 630; 800; 1000 83; 102 245 25; 33 750 17; 21
6563-80 650 750 500; 630; 800; 1000 83; 102 245 25; 33 753 17; 21
8040-60 650 950 590 ; 630; 800; 1000 102; 127; 159 310 40; 55; 93 950 26; 35
8050-80 800 950 500;-630; 800; 1000 102; 127; 159 310 40; 55; 93 950 26; 35
8063-100 800 950 500 ; 630; 800; 1000 102; 127; 159 310 40; 55; 93 950 26; 35
8080-100 800 950 530; 633; 800; 1000 102; 127; 159 310 43; 55; 93 953 26; 35
80100-140 800 950 530; 630; 800; 1000 102; 127; 159 310 43, 55; 93 953 26; 35
10050-90 1000 1159 530 ; 630; 800; 1000; 1253 102; 127; 159 380 50; 60; 104 1153 33, 43
10063-100 1000 1150 500; 633; 800; 1000; 1250 102; 127; 159 380 53; 63; 104 1153 33; 43
10080-100 1000 1150 500 ; 630; 800; 1000; 1250 102; 127; 159 380 53; 60; Ю4 1153 33; 43
100100-120 1000 . 1150 500; 630, 800; 1000; 1250 102; 127; 159 380 53; 60; 104 1150 33; 40
100125-160 1000 1150 500; 630; 800; 1000; 1250 102; 127; 159 383 50; 60; 104 1153 33; 43
12063-100 1200 1400 630; 800; 1000; 1253; 1600 102; 127; 159 460 60; 72; 127 1400 40; 49
12080-120 1200 1400 630; 800; 1000; 1250; 1600 102; 127; 159 460 60; 72; 127 1400 40; 49
120100-140 1200 1400 и630; 800; 1000; 1250; 1600 102; 127; 159 460 63, 72; 127 1400 40; 49
120125-160 1200 1400 630; 800, 1000; 1250; 1630 102; 127; 159 460 60; 72; 127 1430 40; 49
12016'1-200 .1230 1400 630; 800; 1000; 1250; 1600 102; 127; 159 460 60; 72; 127 1430 43; 49
Условия применения конвейерных лент
ленты Характеристика ленты Транспортируемый материал
1 С двухсторонней резино- вой обкладкой с защитной тканевой прокладкой, под резиновой обкладкой ра- бочей поверхности Высокоабразивный крупнокусковой (до 500 мм) груз *
2 С двухсторонней резино- вой обкладкой и бракер- ной тканевой прокладкой под резиновой обкладкой рабочей поверхности .Абразивный среднеку- сковой (до 350 мм) груз и крупнокусковой уголь
3 С двухсторонней резино- вой обкладкой Абразивный и пеабра- зивнын мелкокусковой (до 150 мм) груз и средпекусковой (до 500 мм) уголь
3 С односторонней резино- вой обкладкой Малоабразнвный мел- кокусковой (до 80 мм)
4 Одно- и двухпрокладочиая с двухсторонней резиновой обкладкой Мелкокусковой н сыпу- чий груз
П рнмечапне Допускается изготовление маслостойкоЛ л<
Угол перегиба ленты на рамка: < нс более 30°.
Таблица Х.36
Вид лепты обозна- резины На₽У2б кладок Условия экс- плуатации прн температуре, °C
Общего назначения 1 А, Б От —45 ДО +60
Морозостойкая 1М В
Общего назначения 2Р А, Б, В » -45 » +60
Морозостойкая 2РМ В » _6О » +60
Негорящая для уголь- 2РШ Г, С » -25 » +60
ных шахт
Общего назначения 2 Б, В » —45 » +60
» -25 » +60
Морозостойкая 2М В » —60 » +60
Повышенной тепло- 2ПТ С До +200
стойкости
Теплостойкая 2Т Q » +100
Негорючая для уголь- 2Ш г. С От —25 до +60
ных шахт
Общего назначения 3 в » -45 » +60
То же 4 С » —25 » -НО
анты с условным обозначением 2МС.
Таблица Х.37
Средние сроки службы конвейерных лент общего назначения, мес
Категории условий эксплуата- Транспортируемый груз Обозначе- ние ленты Тип ткани тягового каркаса
Очень тя- Руды черных н цветных ме- 1, 1М 2PM; 2Р Нити основы и утка из синте-
желые таллов, крепкие горные по- роды кусками до 500 мм тического волокна
Тяжелые Известняк, доломит круп- ностью до 500 мм, руды черных н цветных металлов, куски до 350 мм 1, 1М 2Р, 2РМ 2, 2М То же
Средние Руды черных н цветных ме- таллов, крепкие горные по- роды кусками до 80 мм, уголь рядовой, известняк, доломит кусками до 150 мм. Концен- трат глина, цемент, кирпич 2, 2М Нити основы н утка из комби- нации полиэфирного и хлопча- тобумажного волокна
Легкие Уголь дробленый, формовоч- ная земля и т. п. Неабразнвиые сыпучие грузы и т. п. 2, 2М, 2П Нити основы н утка из комби- нации полиэфирного и хлопча- тобумажного волокна или из синтетического волокна То же
30
менее
Примечания- 1. Срок службы исчисляется прн трехсменной работе
2. Время одного оборота лепты вычисляют делением общей длины ленты (м) на скорость ее движения
Время одного оборота ленты, с
24-60
61 —
120
121 -
180
более
15
30
24
39
33
17
15
25
23
17
26
42
18
26
20
34
28
44
20
30
48
40
8
общего назначения, морозостойкие, теплостойкие, повышенной теплостойкости,
негорючие н пищевые.
Ленты типов 1; 2Р н 2 имеют резиновые обкладки рабочей и нерабочей по-
верхности и резиновые борта; ленты типа 3 — резиновую обкладку только ра-
бочей поверхности; ленты iwna 4 — резиновые обкладки рабочей и нерабочей
поверхности.
Каркас конвейерной ленты должен обеспечивать номинальную прочность
прокладки по основе ширины прокладки ленты типа, кН/см: 1 — 2,00—4,00;
2Р - 1,50-4,00, 2 - 1,00-2,00; 3,4 - 0,55-1,00.
Ленты общего назначения сохраняют работоспособность в интервале тем-
ператур от плюс 25 до минус 25°C, работоспособность морозостойких лент га-
рантируется при температуре окружающего воздуха не ниже минус 45°C.
Срок службы конвейерных лепт зависит от условий их эксплуатации и свойств
транспортируемого груза (табл. Х.37).
Эксплуатация и смазка конвейеров. Смещение ролика несущей роликоопоры
н роликов поддерживающей нижнен не должно быть более 2 мм, а смещение
середины ролика от продольной оси конвейера — не более 5 мм.
Биение роликов при скорости лепты до 3,15 м/с ие более 0,015 наружного
диаметра ролика.
По данным практики длина повой заготовки ленты должна быть примерно
па 0,25 % меньше длины сменяемой ленты.
Путь для тележки натяжной станции должен иметь запас хода ие менее
2/3 расчетного, быть прямолинейным н иметь постоянную ширину. Смазываются
ролнкн смазкой УС-2 нлн ЦИАТИМ-203, редукторы следует смазывать маслом
индустриальным марки И-40А. Открытую зубчатую передачу желательно смазы-
вать графитовой смазкой марки УССА.
§ 211. Безрельсовый транспорт
Автосамосвал (рис. Х.6) состоит из одноосного тягача МоАЗ-6401 и само-
свального полуприцепа МоАЗ-9585, оборудованного кузовом, опрокидывающимся
назад посредством гндроцнлиндров.
Автосамосвал МоАЗ-64011-9585 отличается от автосамосвала МоАЗ-6401-9585
(табл. Х.38) наличном открытой кабины, дублированных педалей тормоза, эксель-
ратора и водительского ендеиия для управления самосвалом при езде вперед
и назад без разворота.
Загрузка самосвала может производиться как экскаватором с ковшом ем-
костью до 2 и* при условии высыпания руды в кузов с высоты не более 0,5 м над
верхней кромкой бокового борта н массе кусков ие более 0,5 т, так и погрузоч-
ной машиной непрерывного действия.
Двигатель ЯМЗ-238К, установленный на тягаче автосамосвала, имеет спе-
циальную регулировку топливной аппаратуры для снижения токсичности вы-
хлопных газов.
Нейтрализатор (табл. Х.39) выхлопных газов (рис. Х.7) состоит из двух
отдельных нейтрализаторов: каталитического 1 и жидкостного 7.
Каталитический нейтрализатор предназначается для беспламенного, ката-
литического окисления (дожигания) продуктов неполного сгорания в выхлоп-
ных газах двигателя вредных веществ (окисн углерода, песгоревшнх углеводо-
родов н альдегидов).
Жидкостной нейтрализатор является поглотителем окнелов азота н сажи.
В качестве нейтрализатора применяются шарики диаметром 3,5 + 7,0 мм
из окисн алюминия с нанесенным на ннх слоем каталитического вещества.
Перегрузка двигателя ускоряет загрязнение каталитических элементов из-за
повышенного давления, это же происходит н при малых нагрузках, из-за низких
температур выхлопных газов. Срок службы катализатора около 3000 рабочих
часов. Катализатор можно долго содержать активным путем частого подогрева
выхлопных газов или сильно нагревать двигатель в течение хотя бы одной
минуты в конце работы, перед тем, как машина ставится на стоянку, чтобы
продуть каналы катализатора или освободить их путем сжигания от возмож-
666
Таблица X 38
Механическая характеристика автосамоснала
МоАЗ-6401-9585
Параметры Значения Параметры Значения
Грузоподъемность, т 20 Угол поворота тягача 45
Масса заправленного са- мосвала, кг 18 000 относительно продольной оси полуприцепа в ка-
Наибольшая скорость по-, рожнего самосвала па горизонтальном прямом участке дороги при за- блокированном гидро- трансформаторе. км/ч 40 ждую сторону, градус Наибольший угол подъ- ема. преодолеваемый автосамосвалом с полной нагрузкой на сухом и твердом грунте-
Допустимая --ксплуата- в процентах 18
ционная скорость по ши- в градусах 10
нам на ровных дорогах с твердым покрытием, км/ч: при общей массе само- Наибольшая глубина пе- реезжаемого брода с твердым дном, мм Дорожный просвет, мм: 850
свала 38 т 12 тягача 475
то же, 36 т 16 полуприцепа 340
» , 34 т 24 Геометрическая емкость И
» , 33 т 32 кузова, мэ
Расход топлива па 100 км пробега с полной на- грузкой, л 85 | Угол подъема кузова, градусы Шипы- 55
Путь торможения с пол- 12 модель В-76А
ной нагрузкой при ско- рости 30 км7ч и более Габариты мм давление возд> ха в ши- нах, МПа Основные данные одно- 0,5
длина 8 350 осного тягача МоАЗ-6401
ширина 2 850 Сухая масса, кг 9 500
высота по кабине 2 690 Масса заправленного 10 500
высота при поднятом кузове 4 580 тягача, кг Габариты, мм- 3 900
высота погрузочная 2 250 длина
(по борту) ширина 2 850
база 4 450 высота 2 680
колея 2 320 Двигатель.
Углы въезда, градусы модель ЯМЗ-238к
передний 15 тип Дизель
задний Не 01 ра- 4-тактиый
Наименьший радиус по- ннчеп номинальная мощ- ность, кВт 140,75
ворота в обе стороны, мм- Давление масла в си- стеме двигателя, МПа 0.4-0,7
вне (по бамперу тягача) внутренний (по боко- вой поверхности вну- треннего колеса) 7 500 3 500 Масса незаправленного двигателя, кг 1 070
еб7
Рнс. Х.6. Автосамосвал МоАЗ-6401 1-9585
Таблица Х39
Техническая характеристика нейтрализатора
Параметры Значения
Каталитический нейтрализатор
Марка
Тип
Каталитические элементы
Степень очистки при достижении температуры
отработанных газов +300 °C на выходе из ней-
трализатора, %
Насыпной объем каталитических элементов, л
Гидравлическое сопротивление при максимальной
мощности. Па
Масса заправленного нейтрализатора, кг
Н КД-240
Каталитический
с неподвижным слоем
ШПК
75
5332
Жидкостной нейтрализатор
Емкость, л 250
Химреагент: Na2SOs нлн Na2HCO, или Na2CO3 10
с добавкой 0.5% гидрохипота (CjHnO?) для предо-
хранения от преждевременного основного хим-
реагента, %
Рис. Х.7. Нейтрализаторы выхлопных газов.
а — каталитический, б — комбинированный; 1 — катализатор; 2 — цилиндрические ре«
шетки; 3 — полость наружная; 4 — полость внутренняя; 5 — выхлопной патрубок.
6 — пробоотборная труба; 7 — жидкостной нейтрализатор; 8 — Соединительная труба
ных отломившихся частиц. Плохое действие катализатора определяется появле-
нием неприятного запаха.
Рабочей жидкостью для гидросистемы рулевого управления, и для гидро-
системы опрокидывания платформы применяется- леюм — масло, применяемое
для смазки двигателя; зимой — при температуре окружающего воздуха не
ниже минус 30 QC масло веретенное АУ. При температуре воздуха ниже минус
30 °C-масло АМГ-10 по ГОСТ 6794—75.
В качестве заменителей допускается применять зимой масло индустриаль-
ное И-12А по ГОСТ 20799—75 и масло автотракторное ЛКп-10. Для амортизато-
ров следует применять масло веретенное АУ.
Самоходные машины для транспортировки людей и грузов приведены
в табл. Х.40, а для вспомогательных целен — в табл. Х.41.
669
Таблица Х.40
° Техническая характеристика самоходных машин для транспортирования людей и грузов
Показатели «ДжоП -Скаут» («ДжоП») «Мули-2400» («Олсмапи») «Мипка-26» («Олемаии») «Мули-Т» («Олемаии») ВОМ влг
Грузоподъемность, т 2—3 2 1,6 3 з
Вместимость, человек Габариты, мм: 12—17 16 26 - — 13-20
ширина 2000 1750—1900 2100 1900 1650 1650
высота 1450 2100 2100 2100 2000 2200
длина Радиус поворота, мм 5910 4400 5870 4600 7200 7800
внутренний 2750 — — — 2340 —
наружный 5500 4000 6100 3500 4500 4700
Тип двигателя «Перкинс 4-236» «Дойц» ОМ-615 «Дойц £ЗД9121Г» Дизель
Мощность, кВт 50 25-30 45 30 55 | 55
Тип ходовой части — Поворотная рама с хребтовой балкой Шарнирная рама
Скорость движении, км'11 20-24 20 I До 45 До 25 20 20
Преодолеваемый подъем, градус 25 20 14 20 15 15
Масса, т 3,85 3,5 1 4.6 3,0 8,8 8 5
Дополнительное оборудование Лебедка грузоподъем- ностью 2 т с диаме- тром каната 8 мм (скорость 9 см/с, длина каната 100 м) Кабина нл» платформа Кран грузо- подъемностью 1,6 т (вылет стрелы 2,15 м) Кран гру- зоподъем- ностью 1 т Кабина
Техническая характеристика самоходных машин вспомогательного назначения
Показатели «Флексн- («ДжоП») («Олемаии») «Минка — л^нфт»’ («Оде- БДето» («Оле- маин») «Грейдер- 1000; 1001» («Олемаии»)
Грузоподъемность, т Габариты, мм: ширина высота длина Радиус поворота, мм- внутренний наружный Тип двигателя Мощность, кВт Тип ходовой части 4 1500 1460 4260—5260 450 2350 «Пер- кинс-236» 55 Шарнирная рама 7 5,24 Ковш (0,86 м>), (1250Вамм), вильчатый захват (2 т), лебедка (2 т) с укосиной Вспомога- тельные 2 1900 2100 4900 4500 «Дойц-Г4Д» ‘Дойц-9121Г» 50 Поворотна! 3,81 2020 2100 7260 4600 40 1 рама с х 1,8 1760 1830 4000 4500 «Дойц» 40 :ребтовой 2300 2040-2100 5225-6763 6500—9800 40-50
Скорость движения, км/ч Преодолеваемый подъем, градус Масса, т Дополнительное оборудо- вание Основные функции 3 22 15 6 1 бак (1000 л), 3 бака (100 л). 1 бак (400 л), компрессор со шлангами, бочка для смазки Топливо- заправщик 26 I 22 12—22 15 6,4 1 6 Бункер для В В (1000 л), площадка на манипуляторе Заряжание шпуров 19,9 - X. Отвал (2300 мм), вибратор (2—3-плит- ный), фреза дорожная, рыхлитель (2—7-зуб- чатый) Планиро- покрытнй дорог
Таблица Х.41
«Ульба-С»
ЗМКД-1
ДЗ
УМВ-1
6
2400
2700
8300
2,5
7000
1650
2200
7200
2340
4500
Дизель
1650
2000
7200
3240
4500
1650 '
2100
9100
2900
5500
3
50 | 55 | 55 | 55
Шарнирная рама
12 15 20 15 20 15 20 15
13 9 8 9
1400 кг. 600 кг. 1 бак Крап
площад- шланги (1900 л). (1000 кг).
KS мэ (60 м) 2 бака лебедка
маннпу- (100 л) (2500 кг)
Заряжание скважии
Топливо-
укладка
труб
§ 212. Погрузочные машины
Погрузочные машины для уборкн породы при проходке горизонтальных и
камерных выработок приведены в табл. Х.42, Х.43.
Таблица Х42
Характеристика ковшовых погрузочных машин на речьсовом ходу
Показатели Тип машины
ППН-1С ППН-2 ппн-з
Емкость ковша, м3 0,2 0,32 0,5
Фронт погрузки, мм 2200 2500 3200
Установленная мощность пневмодви- гателей, кВт 17,6 26,5 38,3
Число пневмодвигателей 2 2 3
Скорость движения, м/с — 1,8 1,33
Масса, т Основные размеры, мм- 3,5 4,7 6,6
длина при опущенном ковше 2270 2500 3150
ширина с подножкой высота от головкн рельсов- 1320 1590 1785
транспортная — 1600 1800
максимальная 2250 2350 2800
Минимальное сечение выработки в проходке (ширина X высота), мм — — 3000X 2900
Ориентировочная стоимость, тыс. руб. — 4,15 7,85
Производительность, м’/мнп 0,8 1—2 1,25-2,5
Завод-нзготовнтель Дарасунский завод Завод гор-
горного оборудования ного обо- рудования *Комму- нист»
Таблица Х.43
Характеристика погрузочных машин непрерывною действия
Показатели Тип машины
1ПНГ.-2 2П11Б-2 ПНБ-ЗД ПНБ-4
Производительность, м’/мип 2 2,5 4 6
Максимальный размер погружае- —— — 600 800
мого куска, мм
Ширина захвата, мм — — 2500 2 700
Габариты, мм-
длина 7100 8000 9000 10 000
ширина 1620 1800 2700 2 700
высота 1250 1456 1900 2 000
Минимальные размеры выработки — 3.7Х2.5 4X3
(ширина х высота), м
Установленная мощность двигате- 31 65 171 134
лей, кВт
Масса, т 6,75 11,65 36 26,5
Ориентировочная стоимость, 10,5 16,0 74,5 46,5
тыс. руб.
672
ГЛАВА 4
ШАХТНЫЙ ПОДЪЕМ
§213. Подъемные установки
Основными частями подъемной установки являются- подъемная машина
с приводом, подъемные сосуды, подъемные канаты, ствол, копер, копровые шкивы
и сигнализация.
Подъемные установки различают:
по типу подъемных сосудов: клетевые, скиповые (рис. Х.8), скипо-клете-
вые, бадьевые;
по типу органов навивки канатов (табл. Х.44, Х.45);
по углу наклона ствола шахты: вертикальные, наклонные;
по назначению: людские, грузо-людские, грузовые;
по числу канатов: однокапатные, многоканатные (табл. Х.46);
по схеме урапповешивання (рнс. Х.9).
Параметры Яо, Я, Яш, ЯПб, Лэ (см. рнс. Х.8) определяются проектом
шахты; Лс, Лр — чертежами подъемного сосуда; Лс, Лк, Лш. * — расчетом подъем-
ной установки; Ла — принимается по ПБ или ЕПБ.
Подъемные машины. Размеры органов навивки каната определяют харак-
теристику подъемной машины. Ширина и диаметр барабана входят в обозначе-
ние (шифр) типоразмера машины.
Многоканатные подъемные установки применяются дли высокопроизводи-
тельных шахт глубиной от 500 до 1600—2000 м с необходимостью поднимать
за каждый подъем 3—200 т полезного ископаемого (рис. Х.10).
Для обеспечения работы подъемной установки в автоматическом режиме
полезное ископаемое должно быть раздроблено до определенного размера, точно
отмерено по массе и загружено в подъемный сосуд.
Рис. Х.8. Схемы барабанных подъемных установок:
а — клетевая; б — скиповая, О — орган навивки; — копровый шннв; К — клети;
копра. !!„(, — высота приемного бункера; Hg — высота подземного бункера; Но — длина
отвесе каната; Н — высота подъема; Лр — превышение скипа над кромкой бункера; Лс —
путь скипа в кривых
22 П/р В. А. Гребенюка и др. 673
Таблица Х44
Характернаика бицилиндрокопическнх подъемных машин
Типоразмеры машин Размеры органов навнвкн, м Нагрузка, кН
диаметры ширима нанболь- шее ста- тическое натяже- нанболь* шал раз- статнче* натяже*
большо- лнндра малого цилиндра большо- линдра малого цилин- дра
БЦК8/4.5Х2 8 4,5 2,0 0,84 340 250
БЦК8/4,5X2,25 8 4,5 2,25 0,84 340 285
БЦК8/5Х1.7 8 5,0 1,7 0,84 550 420
БЦК8/5Х2.7 8 5,0 2,7 0,87 550 450
БЦК9/5Х2 9 5,0 2,0 0,84 360 270
БЦК9/5Х2.5 9 5,0 2.5 0,84 370 300
БЦК9/5Х2.25 9 5,0 2,25 0,84 370 300
БЦК9/5Х2.55 9 5,0 2,55 0,84 370 295
Таблица Х.45
Подъемные машины с цилиндрическими барабанами и машины
со шкивом трения
Типоразмер машины Органы навнвкн каната, мм Нагрузка, кН
5 1 1 1к al S « |Ь з 1? 55 lh ass наиболь- шее ста- тическое натяже- • каната наиболь- шая раз- чесних натяже- канатов
2Х4Х 1,7 2 4000 1700 — 175 120
2Х4Х1.8 2 4000 1800 — — 180 125
2ЦХ4Х1.8 2 4000 1800 — — 220 140
2ЦХ 4X2,3 2 4000 2300 — — 250 160
2ЦХ 5X2,3 2 5000 2300 — —— 260 180
2ЦХ 5X2,3 2 5000 2300 — — 280 210
2X5X2,7 2 5000 2700 500 350
2Х 6X2,4 2 6000 2400 — 295 210
2ЦХ 6X2,4 2 6000 2400 — 320 230
1X4X2,5 1 4000 2500 — — 175 120
1X5X3 1 5000 3000 — 220 165
1X6X3 1 6000 3000 — 230 140
1X4X3,2/0,85 1 4000 3200 2350 850 215 140
ЦР-4Х3.2/0.6 1 400 3200 2600 600 250 160
1X5X3,2/0,85 1 6000 3200 2350 850 280 180
ЦР-5Х 3,2/0,55 1 5000 3200 2650 550 280 210
IX 5X4,7/0,5 1 5000 4700 4200 500 500 350
1X6X3,2/0,75 1 6000 3200 2400 750 300 200
ЦР-6Х3.2/0.5 1 6000 3200 2700 500 320 240
ЩТ-7,2 1 7200 2500 — — 310 72
674
Рнс, X.IO. Области применения подъемных машни:
Z, — глубина подъема; Т — концевая нагрузка; /, II — кинематические схемы подъеме
22*
Таблица X 46
Техническая характеристика многокаиатных подъемных установок
Типоразмеры И h 1| <52 х 5 Наиболь- шее ста- тическое натяже- ние, кН Разность статнчс- натяже- ння к ан а- Скорость подъема, м/с Масса машины без редуктора и электро- оборудова-
с ре- дукто- ром без редук- тора
ЦШ2.1Х4 2,1 4 265 80,0 ] । 12 35
И, Ш2.25Х4 2,25 4 340 120,0 12 14 45
ЦШ2.25Х6 2,25 6 500 150,0 12 14 50
ЦШ2.8Х6 2,80 6 780 220,0 12 14 75
ЦШ3.25Х4 3,25 4 600 170,5 14 16 70
ЦШ 4X4 4,0 4 800 250,0 14 16 ПО
ЦШ 5X4 5,0 4 1450 350,0 16 165
ЦШ5Х6 5,0 6 2150 500,0 16 235
ЦШ 5X8 5,0 8 2400 500,0 — 16 250
Руда разгружается круговым вагоноопрокндыватслем 1 (рис. Х.11) в конус-
ную, либо в щековую дробилку 2. Дробленая руда размером куска 150—300 мм
складируется в бункера 3. При на-
личии руды в бункере открывается
секторно-шиберный затвор 4, руда
через распределитель 5 попадает
в дозатор 6, который отмеряет руду
весовым датчиком 7 н закрывает
затвор 4. При подходе скипа 8
в исходное положение для за-
грузки секторный затвор 9 получает
импульс иа открывание, доза руды
высыпается в скип, включается
подъемная машина 10, скип уходит
и дает импульс на загрузку дозы
рудой. Затем цикл повторяется.
Как правило, па каждой шахте
таких цепочек две. Для возмож-
ности погрузки руды в один скип
из двух бункеров или в два скипа
из одного бункера служит распреде-
литель руды 5, который автомати-
чески переключает поток руды по
заранее заданной схеме.
Управление механизмами доза-
торной установки пневматическое
(цилиндрами 11, 12 и пиевмодви-
гателем 13).
Собственно подъемная установка
состоит из подъемной машины 10,
отклоняющего шкива 14, канатов,
противовеса 15 и подъемного со-
суда 8.
Подъемная машина распола-
гается иа башенном копре и со-
стоит из одного или двух подъем-
ных двигателей, редуктора, ка-
Рнс. Х.11. Схема мпогокапатной подъемной
установки (скиповой)
676
патоведущего и отклоняющих шкивов Изготовляются многокпнатныс
подъемные машины и с безредукторным приводом от тихоходного двигателя.
Канатоведущнй шкив имеет два тормозных устройства колодочного типа
с параллельным перемещением колодок. Каждая машина обеспечена устройствами
защиты, блокировки и контроля.
§ 214. Копровые шкивы
Диаметр копрового шкива зависит от диаметра подъемного каната
(табл. Х.47).
Отношение диаметра шкива к диаметру каната должно быть не менее 100
для многоканатных подъемных установок; 80 для однокаиатных подъемных
Данные для выбора диаметра копровых шкивов
Таблица Х.47
Марка шннва Диаметр Допу- скаемая нагр^ака. Диаметр шкива, шкива.
Шкивы для стационарных шахтных подъемов
ШКН-1,25 15,5 150 1,25 390
ШКН-1,6 20 275 1,6 620
ШКН-2,0 25 364 2,0 1 003
821-1-04 25 412 2,0 1 070
20328 25 364 2,0 1 299
ШКН-2.5А 30,5 795 2,5 1 470
ШК-1,25 15 162 1,25 400
ШК-16 20 271 1,6 700
ШК-20 25 364 2,0 1 300
ШК-25 30,5 645 2,5 1 900
шк-зо 35 935 3,0 2 800
ШКФ-ЗБ 28-43,5 935 3,0 3 150
Ш-4Л 37-49,5 1520 4,0 4 900
Ш-5 43,5—52 2460 5,0 6 874
Ш-6Л 47,5—60 2460 6,0 9 130
Н-336-01-58 59-63 2460 6,0 17 878
Н-336-01-71 56-62 2460 5,0 12 961
Шкивы проходческие
ШКН 1-0,4-20-5,4 20 55 0,4 66,4
ШКН 1-0,6-25-7,5 25 75 0,6 115
ШКН1-0,6-31-11,2 31 112 0,6 149
ШКН1-0,6-25-8 *) 26 80 0,6 300
ШКН 1-0,9-26-6-9,5 25,5 95 0,9 249
ШКН 1-0,9-37-15 37 150 0,9 398
ШКН 1-0,9-43,5-22,4 43,5 224 0,9 450
ШКН 1-0,9-43,5-26,5 43,5 265 0,9 610
ШКН2-0.9-37-16 *) 37 160 0,9 746
ШКН2-0,9-43,5-22,5 *) 43,5 225 0,9 1 004
ШКН 1-1,2-60,5-42,5 60,5 425 1,2 8 202
•) Двухручсвые.
677
установок на поверхности; 60 для подземных подъемных установок, а также
для установок, используемых при проходке горных выработок; 20 для проход-
ческих грузовых лебедок, предназначенных для подвески полков, насосов, трубо-
проводов, спасательных лестниц и т. п.
§ 215. Подъемные сосуды,
прицепные и подвесные устройства
Для подъема груза, спуска и подъема людей применяются шахтные клети:
одноэтажные и двухэтажные, неопрокидные и опрокидные.
Конструкции шахтных подъемных клетей (табл. Х.48—Х.52) определены
ГОСТом 3950-75.
Клети для спуска и подъема людей должны иметь сплошные металлические
и открывающиеся крыши, сплошной прочный пол, несущие детали
каркаса клети следует изготовлять из прямолинейных деталей. Длинные сто-
роны клети обшиваются на полную высоту металлическими листами, на тор-
цевые стороны навешиваются двери, открывающиеся внутрь и имеющие засов
снаружи.
Клети должны иметь двойную независимую подвеску, вторая подвеска мо-
жет быть выполнена цепями.
Для плавного торможения и остановки клети при обрыве подъемного каната
применяются парашютные устройства. На многокаиатных подъемах с числом
канатов более четырех парашюты не обязательны. Для контакта с жесткими про-
водниками желательно, чтобы клети имели роликовые направляющие устройства
с резиновым ободом.
Шахтные парашюты и подвесные устройства изготовляются по
ГОСТам 15850-70 и 15851-70.
Для клетей длиной до 2000 мм допускается применять парашюты резания
и цепные подвесные устройства.
Платформа опрокидной клети вместе с закрепленной на ней вагонеткой
поворачивается при разгрузке относительно рамы благодаря перемещению ро-
ликов по разгрузочным кривым.
Скипы изготовляются с неподвижным (табл. Х.53) или отклоняющимся
кузовом.
Рамы н каркасы скипов рекомендуется изготовлять из низколегированных
сталей, соответствующих ГОСТам 19281—73 и 19282—73, обладающих повы-
шенной общей и усталостной коррозионной стойкостью, с временным сопротив-
лением па растяжение ие менее 500 МПа.
Скипы для эксплуатации в условиях низких температур должны изготов-
ляться в соответствии с ГОСТом 14892—69.
ГОСТКОИСТГКЦИН (табл. Х.54) должны соответствовать
Прицепные и подвесные устройства служат для соединения подъемных со-
судов с подъемными канатами.
Прицепные устройства должны иметь на коушах заводское клеймо с завод-
ским номером и датой изготовления.
Подвесные устройства грузо-людских подъемов должны иметь 13-кратный
запас прочности к максимальной статической нагрузке иа подъемный канат,
10-кратный — для грузовых подъемов, 6-кратный для прицепных устройств
уравновешивающих канатов.
Подвесные устройства клетей обязательно изготовляются с коушем и пре-
дохранительными цепями.
Согласно ЕПБ прицепные и подвесные устройства заменяются через каждые
б лет.
Дужки бадей должны иметь 13-кратный запас прочности к концевой на-
грузке на канат. Дужки бадей подлежат замене через 2 года или при износе
проушины более чем на 2 мм,
678
Шахтные клети, изготовляемые по ГОСТу 3950—75
Таблица X 43
Длина, им Ширина. Высота, мм не более Грузоподъ- емная сила, нН Число Масса без парашюта и подвесного устройства, т (не более)
1400 970 2600 23 । 1.4
2000 1320 3000 40 1 1.6
2550 1020 3200 5400 32 65 2 2,3 3,4
3100 1370 3500 6000 75 80 2 4,0 5,4
3500 60 1 3,6
6000 60 2 4,7
3600 1400 6000 3500 115 75 2 ' 1 6,2 5.0
6000 75 2 5,8
6000 150 2 7,6
3500 90 1 5,2
4000 1500 6000 90 2 6,4
6000 150 2 7,6
4500 1500 3500 6000 100 100 2 6,1 7,6
4500 1500 3500 6000 150 150 1 2 7,6 9,6
3500 100 1 6.6
5200 1500 6000 3500 100 140 2 8,0 7,0
6000 140 2 9,4
Таблица Х.49
Перечень шахтных клетей для грузовых вагонеток
Типоразмер Вагонетки вагонеток
1 НВ 140 2,3 1 НВ 200-4,0 1НВ255-3.2 2НВ255-6.5 1НВ310-7.5 2НВ310-8.0 1НВ360-6.0 2НВ360-6.0 2НВ360-11.5 1НВ360-7.5 2НВ360-7.5 2НВ360-15.0 1НВ400-9.0 В ГО,7-600 ВГ1,2-600, ВГ1,2-750 ВГ1,3-600, ВГ1,4-600 ВГ 1,3-600, ВГ 1,4-600 ВГ1,2-600, ВГ1,2-750, ВГ2.2-600, ВГ2,2-750 ВГ1,2-600, ВГ1,2-750, ВГ2,2-600, ВГ2,2-750 ВГ2,5-900 ВГ2,5-900 ВГ2,5-900 ВГ2,0-750, ВГ2,0-900, ВГ2,2-600, ВГ2,2-750 ВГ2.0-750, ВГ2,0-900, ВГ2.2-600, ВГ2,2-750 ВГ2,0-750, ВГ2,0-900, ВГ2,2-600, ВГ2,2-750 ВГЗ,3-900 1 2 1 1
679
Продолжение табл. Х.49
Типоразмер Вагонетки Число вагонеток
2НВ400-9.0 2НВ400-15.0 1НВ450-10.0 1НВ450-10.0 2НВ450-10.0 2НВ450-10.0 1НВ450-15.0 2НВ450-15.0 1НВ520-10.0 2НВ520-10.0 1НВ520-14.0 2НВ520-14.0 В ГЗ,3-900 ВГЗ,3-900 ВГ1,2-600, ВГ1,2-750 ВГ2,2-600, ВГ2,2-750 ВП,2-600, ВГ1,2-750 ВГ2,2-600, ВГ2,2-750 ВГ2,0-750, ВГ2,0-900, ВГ2,2-600, ВГ2,2-750 ВГ4,5-750, ВГ4,5-900 ВГ2,0-750, ВГ2,2-600, ВГ2,2-750, ВГ2,0-900 ВГ4,5-750, ВГ4,5-900 ВГ2.5-900, ВГЗ.З-900 ВГ2,5-900, ВГЗ,3-900 ВГ2,5-900, ВГЗ,3-900 ВГ2,5-900, ВГЗ,3-900 2 2 1 1
Таблица Х.50
Клети шахтные для многоканатного подъема
Tun клети этажей Размеры пола. Грузоподъем- ная сила, кН Масса, кг
1 КН 4-2 1 4,0Х 1,5 90,0 8 000
2 КН 4,0-2 2 4,0Х 1,5 110,0 12 000
2 КН 4,5-2 2 4,5Х 1,5 140,0 10 700
2 КН 5,2-2 2 5,2X1,65 130,0 14 600
1 КН 5,2-2 1 5,2X1,65 130,0 9 000
Таблица Х.51
Клети шахтные с парашютами резания
Тип клетн Размер пола. Грузоподъемная сила, кН Масса, кг
ТК-1 0,85X1,2 15,0 996
ТК-2 0,91X1,2 15,0 1014
ТК-3 0.97Х 1,4 15,0 1071
ТК-4 1,06X1,45 15,0 1127
ТК-5-5А 1,32X2,0 32,0 1822
ТК-5Б 1,32X2,5 40,0 1963
680
Таблица Х.52
Клети шахтные опрокидные
Тнп клети Размеры пола, Грузоподъем- ная сила. кН Материал проводников Масса, кг
УКО 2,55-2 2,55X1,42 29,0 Металл 3395
У КО 3,6-2 3,6X1,84 52,0 » 4976
УКО 4-2 4,0X1,936 65,0 » 6479
УКО 2,55-1 2.55Х 1,42 29,0 Дерево 3395
УКО 3,6Х 1 3,6Х 1,84 52,0 » 4976
УКО 4-2 4,ОХ 1,936 65,0 6479
Таблица X 53
Характеристика шахтных скипов с неподвижным кузовом
для вертикальных одноканатных подъемов по ГОСТу 20755—75
Геометрн- емкость Размеры кузова, мм Масса (кг) при плотности насыпного материала, т/м3
рнна длина сота ширина груэоп• и 1.8 2,0 2.5
2 1350 1350 3200 1550 3450
3 1350 1350 3860 1550 — 4350
4 1350 1350 4640 1550 5550
4 1350 1700 3700 1540 5 000 5 000 —
5 1700 1400 4250 1920 7 100 — —
5 1440 1640 5000 1690 5 800 9 000
5 1540 1850 4200 1780 6 700 —
6,4 1220 1210 6900 1370 6 700 —
7,0 1700 1400 5450 1920 . 6 700
7,0 1440 1640 6080 1690 — 8 100 11 000
7.0 1540 1850 5100 1780 G400 —
9,5 1700 1400 6500 1920 9 100 —
9,5 1680 1740 6100 1780 — 16 200
9,5 1540 1850 6100 1780 7 250 8 700 — —
11,0 1700 1600 6500 1920 10 000 —
11,0 1680 1740 7300 1960 — 16 600
11,0 1540 1850 6650 1780 8 000 10 000 —
и.о 1740 2230 5800 1980 9 000
15,0 1740 2230 6700 1980 10 000
17,0 1665 1925 9000 2060 9 000
19,0 1665 1925 2550 2030 — 18 500
20,0 1740 2230 8200 1980 12 000 — — —
681
Таблица Х.54
Бадьи проходческие
Марка Емкость, ы’ Грузоподъ- емная сила, | кН Масса, кг
Н е с а иоопрокидывающиеся
БПН-0,75/950 0,3, 0,75, 1,0 I 10, 15, 20 I 190, 320, 400
БПН-1/1150 1.0 | 20 | 400
С а м । эопрокидывающиеся
БПС-1/1150 1,0 20 400
БПС-1,5/1300 1,5 30 650
БПС-2/1400 2,0 40 700
БПС-2,5/1600 2,5 50 878
БПС-3/1600 2,5, 3,0, 4,0 60 920, 1050, 1550
БПС-4/1600 4,0 80 1550
БПС-5/2050 5,0 90 1700
БПС-6,5/2050 6,5 115 20, 35
§ 216. Парашютные устройства
Характеристики парашютных устройств с захватом за два тормозных каната
приведены в табл. Х.55—Х.57.
Для поглощения кинетической энергии улавливаемой клети и обеспечения
плавного ее торможения с расчетным замедлением к парашютным устройствам
типа ПТК, МПТ и ПТКП изготовляются амортизаторы (табл. Х.58).
Парашюты резания «Шахтостроя» допускается применять при концевой
нагрузке до 60 кН, так как конструкция ловителей разрушающе действует на
проводники.
Для подъемов с концевой нагрузкой свыше 60 кН рекомендуются парашюты
типа ДП с захватом за деревянные проводники.
Таблица Х.55
Парашюты ПТК
Показатели ПТК-6,3 ПТК-12.5 ПТК-19 ПТК-25 птк-зо
Статическая нагрузка, кН Диаметр тормозного кана- та, мм: 63 125 190 250 300
нрядевой конструкции 25,5 30,3 ' 35,0 40,0 45,0
закрытой конструкции 25,0 25,0 30,0 36,0 36,0
Масса парашюта, установ- ленного на клети, кг 270 460 620 750 900
Таблица Х.56
Парашюты типа МПТ Ясногорского завода
Параметры МПТ1 МПТ2 мптз мптн
Максимальная концевая нагрузка, кН 135 200 3Q0 4675 300
Диаметр тормозного каната, мм 31 37 46,5
Масса, кг 451, 470, 493, 504, 508 640, 766 907 788
682
Парашюты для противовесов
Типоразмеры Статическая нагрузка. Расстояние между осями тормозных канатов, мм
1ПТКП, 2ПТКП, зпткп, 4ПТКП, 5ПТКП 125 800, 900, 1000, 1200
6ПТКП, 7ПТКП, 8ПТКП, 9ПТКП, 10ПТКП 160 1350, 1480, 1540, 1730
Таблица Х.58
Амортизаторы парашютных устройств
Параметры Для парашютов Для парашютов птк, пткп
ТА1-1 ТА2-2 ТАМ ТА2-2
Количество ручьев 1 3 1 3
Диаметр амортизационного каната, мм 43,5 45,0 43,5 45,0
Масса, кг 260 328 260 327
Таблица Х.59
Осмотр и испытание шахтных парашютов
Периодичность Перечень работ Исполнители
Ежесменный Наружный осмотр без разборки Дежурный слесарь
Ежесуточный узлов Осмотр без разборки с проверкой возможности срабатывания лови- теля прн напуске подъемного ка- ната' Механик подъема или его заместитель
Ежемесячный Осмотр без разборки ловителя с замерами клиньев, спинкн и на- правляющих втулок Механик подъема или его заместитель
Полугодовая Ревизия всего комплекса парашю- Комиссия, механик подъ-
проверка тов, разборка ловителя с обмером его деталей и заменой забракован- ных Испытание парашютов под на- грузкой ема, механик шахты, зам. главного инженера по технике безопасности
Годовая реви- зия Повторяется полуюдовая проверка и дополнительно производится ин- дукционная нли звуковая дефек- тоскопия То же
Все детали парашютов одинаково ответственны и наблюдение за ними должно
быть весьма тщательным (табл. Х.59).
Все типы и размеры парашютов шахтных клетей после разборки н сборки
или замены приводной пружины должны быть испытаны по программе полу-
годового испытания.
683
§ 217. Основное оборудование стволов и руддворов шахт
Посадочные кулаки (табл. Х.60) комплектуются приводом: электрическим,
пневматическим, гидравлическим и поставляются по согласованию сторон.
Установка посадочных кулаков на промежуточных горизонтах не допускается.
Качающиеся площадки (табл. Х.61) применяются преимущественно на про-
межуточных горизонтах. Табли а X 60
Техническая характеристика посадочных кулаков
Марка Масса, кг Максимальная статическая на- грузка, кН Расстояние между опорами, мм
7,5-6 1601 75 600
7,5-9 1771 75 900
11,2-6 1738 112 900
11,2-9 1864 112 900
17,0-8 1902 170 900
17,0-9 1971 170 900
25,0-8 2087 250 800
25,0-9 2137 25') 900
37,5-8 2261 375 800
37,5-9 2328 375 900
Таблица Х.61
Техническая характеристика качающихся площадок по ГОСТ 13864—68
Марка Колея, мм Условная длина вылета, мы Масса, кг
ПК-1.5-600Э 600 1500 7 590
ПК-1.5-750Э 750 1500 7 860
ПК-1.5-900Э 900 1500 7 930
ПК-2.0-600Э 600 2000 8 220
ПК-2.0-900Э 900 2000 8 650 .
ПК-2.5-600Э 600 2500 9 550
ПК-2.5-750Э 750 2500 10 130
ПК-2.5-900Э 900 2500 10 410
ПК:1,5-600П 600 1500 6 810
ПК-1.5-750П 750 1500 7 040
ПК-1.5-900П 900 1500 7 090
ПК-2.0-600П 600 2000 7 510
ПК-2.0-900П 900 2000 7 940
ПК-2.5-600П 600 2500 8 850
ПК-2.5-750П 750 2500 9 430
ПК-2.5-900П 900 2500 9 700
ПК-1.5-600Г 600 1500 7 160
ПК-1,5-750 Г 750 1500 7 390
ПК-1.5-900Г 900 1500 7 440
ПК-2.0-600Г 600 2000 7 860
ПК-2.0-900Г 900 2000 8 290
ПК-2.5-600Г 600 2500 9 200
ПК-2.5-750Г 750 2500 9 760
ПК-2.5-900Г 900 2500 10 050
Примечание. В шифрах последняя буква указывает на род привода, соответ-
ственно: электрический, пневматический, гидравлический.
684
Таблица Х.62
Техническая характеристика компенсаторов высоты по ОТУ 24-7-034—69
Марка Высота комнел- Длина ло оснм звездо- чек. мм Мас- Марка Высота компен- ПО осям чек» мм Мас- са. т
КВЦ-600 1025 9 ПО 5,24 КВЦ-600 2319 13 940 6,33
КВЦ-600 1284 10 075 5,74 КВЦ-600 2578 14 906 6,55
КВЦ-600 1543 И 042 5,66 КВЦ-600 2837 15 872 6,79
КВЦ-600 1801 12 008 5,87 КВЦ-600 3095 16 835 6,95
КВЦ-600 2060 12 974 6,12 КВЦ-900 1025 9 ПО 6,57
КВЦ-900 1284 10 075 6,79 КВЦ-900 1543 11 043 7,06
КВЦ-900 1801 12 008 7,27 КВЦ-900 2060 12 974 7,54
КВЦ-900 2390 23 940 7,76 КВЦ-900 2578 14 906 7,99
КВЦ-900 2837 15 872 8,25 КВЦ-900 3095 16 835 8,46
Таблица X 63
Техническая характеристика толкателей по ГОСТ 16000—70
Габариты, мм
Усилие
кулаке,
кН
Ход толка-
теля, мм
Масса, кг
ТЦП8-5
ТЦС40-2.6
ТЦС40-3.0
ТЦСбО-3,8
6330X1560X670
6330X1560 X 670
6330X1560 X 670
6330X1560 X 670
7830X1560 X 670
7830X1560 X 670
7795Х 1530 X 670
7795Х 1530X670
8795Х 1530 X 670
8795X1530X670
4200X2900X1400
4600 X 2900X1400
5500X 3200X1500
1500
1625
1550
1665
1700
1805
1750
1965
1850
2030
3700
4000
5800
Толкатели, изготовленные по ТУ 24-7-423—70
БЦТ1 I 3600X 2000X 904 I 6 I 3250 I 1620
БЦТ2 6240X2000X904 6 4400 1740
БЦТЗ I 7360X2000X904 | 6 | 5250 | 1850
Толкатели переносные с электрическим приводом по ОТУ 24-7-325—69
ПТВ1М
ПТВ2М
ПТВЗМ
4370 X 430 X 270
5240 X 540 X 300
6040X540X300
3 *1
3
300
2220
3400
3680
1490
1690
1880
685
Компенсаторы высоты (табл. Х.62) предназначаются для компенсации раз-
ности уровней откаточных площадок при рельсовой откатке самокатом.
Толкатели (табл. Х.63) служат для доставки вагонеток в клеть или опроки-
дыватель и выталкивания нэ них.
§ 218. Канаты
Стальные проволочные канаты характеризуются:
коэффициентом гибкости k для прядевых канатов — отношение диаметра
каната к диаметру наиболее толстой проволоки наружного слоя пряди; для
закрытых канатов — отношение диаметра слоя к высоте проволоки фасонного
профиля, входящей в этот слой);
коэффициентом заполнения металлом площади поперечного сечения каната -у;
коэффициентом восприимчивости к коррозийному воздействию внешней
среды <р (табл. Х.64).
Канат конструктивно должен соответствовать диаметру органа навивки
машины (табл. Х.65) и требованиям в отношении прочности (табл. Х.66).
Основные характеристики стальных канатов
Конструкция капатов Коэффициенты
гибкости k заполнения V коррозионной активности ф
Круглопрядные Некрутящиеся Трехграниопрядные Спиральные закрытые Спиральные закрытые подъ- емные 12,5—22,0 15,8-17,5 12,5-16,7 3,4-6,4 н.о 0,47-0,51 0,54-0,58 0,57-0,63 0,81-0,87 0,81 3,30-2,33 3,02-2,46 2,76-1,53 1,15-0,92 2,2-1,5
Таблица Х65
Соотношение между диаметром барабана D$ и диаметром каната du
для шахтиых подъемных установок и других машин
Тип органа навивки Дб
Шкивы трения. подъемные машины одиокаиатные миогокаиатные подъемные машины с отклоняющими шкивами миогокаиатные подъемные машины без отклоняющих шкивов Направляющие шкивы и барабаны: подъемных установок на поверхности подъемных установок под землей и проходческих ма- шин и лебедок Направляющие шкивы н барабаны- лебедок террикоников н откаточных проходческих гру- зовых лебедок для подвесных полков, насосов, трубо- проводов Для подъемов с углом обхвата шкива 15е Скреперные лебедки 120 100 80 80 60 20 Не ограничивается 15
686
Таблица X 66
Минимальный запас прочности каната для шахтных подъемов
Назначение и условия работы Запас прочности Отношение суммарного разрывного усилия всех проволок каната н концевому грузу (без учета веса каната) для шахт глуби- ной до 600 м
навеске при повторном испытании
Людской подъем с барабанной подъемной машиной 9 7 13
Грузо-людской подъем с барабан- ной подъемной машиной 7,5 6 10
Грузовой подъем с барабанной подъ- емной машиной 6,5 5 8,5
Аварийный подъем и канатные проводники 6,0 — —
Подъем с одноканатным шкивом 8.0 Срок службы 11,5
трения (людской, грузо-людской грузовой), грузо-людской подъем с многоианатным шкивом трения 2 года
Грузовой подъем с миогоканатным шкивом трения 7,0 — 9,5
Канатные проводники проходческих подъемных установок и отбойные канаты 5.0 —
Тормозные канаты парашютов (от динамической нагрузки) Откатка бесконечным канатом при длине откатки, м- 3,0 Срок службы 2 года
до 300 5,0 —
300-600 5,0
600-900 4,5
900-1200 4,0 —
свыше 1200 3,5 — —
На многокапатных подъемных установках канаты должны быть одного диа-
метра, типа, конструкции, изготовлены на одном заводе с одинаковой маркой
проволоки по вязкости Разброс разрывных усилии между отдельными канатами
не должен превышать 5 %. Свивка канатов должна быть разной (левая и правая).
В качестве хвостовых канатов следует применять плоские или круглопряд-
ные крестовой свивки. Подвеска круглопрядных канатов должна производиться
иа специальных вертлюгах, снабженных подшипниками качения. Петля кругло-
прядного каната должна размещаться в специально отшитом досками отделении.
Разность в массе головных и хвостовых канатов не должна превышать 5 %.
Для шахт глубиной до 800 м следует применять канаты диаметром не менее
32 мм, а для шахт большей глубины — не менее 38 мм.
На проходческих и вспомогательных подъемах допускается применение
однослойных прядевых нераскручивающихся канатов крестовой свивки с наруж-
ной проволокой диаметром не менее 2 мм.
Тормозные канаты должны быть некрутящимися, крестовой свивкк с наруж-
ными проволоками диаметром не менее 2 мм.
Стальные проволочные канаты классифицируются по типу прядей: ТК —
С точечным касанием проволок между слоями (каждый слой проволок свит с раз-
087
личным шагом). Применяются, когда знакопеременные изгибы и пульсирующие
нагрузки незначительны,
ЛК — с линейным касанием прополок между слоями (все слои проволок
свиты с одинаковым шагом). Обладают сравнительно большой работоспособ-
ностью, имеют большое число разнообразных конструкций;
ЛК-0 — с линейным касанием проволок одинакового диаметра по слоям
пряди Устойчиво работают в условиях сильного истирания благодаря наличию
в верхнем слое проволок увеличенного диаметра, но для их нормальной эксплуа-
тации требуется несколько повышенный диаметр органа навивки;
ЛК-Р — с линейным касанием проволок и разным диаметром проволок
в наружном слое пряди Применяются при работе в агрессивной среде, па откры-
том воздухе и прн интенсивном знакопеременном изгибе;
ЛК-3 — с линейным касанием проволок, имеющих в пряди слои с про-
волоками разного диаметра. Обладают повышенной гибкостью, стойки в условиях
абразивного износа и агрессивных сред из-за наличия в наружном слое относи-
тельно толстых проволок;
ТЛК-О, ТЛК-Р — с комбинированным точечно-линейным касанием про-
волок. Применяются когда использование канатов с линейным касанием проволок
в прядях невозможно из-за нарушения установленных соотношений между диа-
метрами органов навивки с диаметрами проволок.
ГЛАВА 5
ШАХТНЫЙ ВОДООТЛИВ И ВОДОСНАБЖЕНИЕ
§ 219. Насосные станции
Согласно ПБ в насосной станции главного водоотлива шахты должно быть
определенное число насосов, находящихся в работе, в резерве и иа ремонте
(табл. Х.67).
Насосная станция состоит из водоотливной установки (насосных агрегатов),
насосной камеры, трубопроводов, отстойников и приемных камер.
На большинстве шахт насосные станции главных подоотлнвиых установок
располагают в околостволькых дворах на свежей струе воздуха.
Производительность рабочих насосов водоотливной установки должна обес-
печивать откачку нормального суточного притока ие более чем за 20 ч.
, Насосные камеры располагаются выше уровня воды в водосборнике (нормаль-
ные) или ниже уровня (заглубленные).
Заглубленный тип камеры повышает надежность работы водоотлива и зна-
чительно облегчает условия работы станции в автоматическом режиме.
Защита от затопления заглубленной насосной станции при внезапном про-
рыве воды обеспечивается установкой па ходке водонепроницаемой перемычки
с герметичной дверью, выходом наклонного ходка выше уровня околоствольного
двора и наличием задвижек на всасывающих трубах.
Таблица Х67
Распределение насосов прн притоке воды более 50 м1ч
Режим Общее число
4 5 7 8 9 и
В работе В резерве В ремонте 2 3 I 4 2 5 2 б 2 7 3
688
Таблица Х.68
Характеристика центробежных насосов для шахтного водоотлива
Марка насоса Подача, м’/ч Напор, м Мощность двигателя, кВт | Масса, кг
М но госту п е। чатые высокооборотные
ЦНС-38 38 44-220 7,6-37,8 185-409
ЦНС-38 38 25-250 11-57 492—1094
ЦНС-60 60 66—330 11-90 220-520
ЦНС-105 105 98 -490 42-186 492-1094
ИНС-180 180 476 -680 316-450 123—1552
ЦНС-180 180 85-425 206- 396 639-1620
ЦНС-300 300 120-600 133-667 1234-1425
ЦНС-300 300 600-1200 760-1085 1127-2575
пиральные с гориз октальным
разъемом кор п у с а
ЗВ-200Х2Б 250—480 92,5-64 62-116 3242
ЗВ-200 X 2а 270-500 107—78 116—146 3142
ЗВ-200Х2а 300-540 119,5-87 140—175 3142
ЗВ-200 Х46 250-480 185-128 184-232 3352
ЗВ-200 X 46 270-500 214-156 232—292 3352
ЗВ-200Х4 300-540 239—174 280-350 3352
' п и р а л ь и ы е с гориз октальным
раз 11> ем о м корпуса
10НМКХ2 I 1000 1 182 I 650 I 2378
юнмк 900 150 500 2378
юнмк 800 206 575 2378
10НМКХ2 1 720 1 170 1 470 I 2378
Спиральные с горизонтальным pasi ь е м о м
к о рпуса серии М
14М-12Х4 I 1000—700 1 294-350 I 1300 1 9110
Пезаглублеппая насосная станция должна строиться так, чтобы пол ее был
иа 0,5 м выше отметки околостволыюго двора или другой горизонтальной вы-
работки. Со стороны водосборника герметичность достигается задвижками, со
стороны подходных выработок — водонепроницаемой перемычкой с герметичной
Дверью.
Трубопроводы. Число напорных ставов определяется из условий скорости
воды в трубах, не превышающей 2,5 м/с, при отключенном одном ставе.
При любом притоке число ставов должно быть не менее двух.
Все ставы должны быть в работе и отключаться только на премя ремонта.
При длине става более 200 м осевая нагрузка распределяется иа несколько
опор посредством установки опорных конструкций в сочетании с сальниковыми
компенсаторами. Горизонтальные нагрузки от трубопровода передаются иа
стеикн выработки посредством стальных хомутов, устанавливаемых через 25—
35 м.
Водосборники состоят из двух выработок, которые можно эксплуатировать
самостоятельно. Нормально работают оба водосборника, но во время очистки или
ремонта одни из иих отключают,
689
Водонепроницаемые перемычки. Внезапные прорывы подземной воды чаще
всего бывают при вскрытии горными работами водоносных трещин.
Практика показывает, что прекращение катастрофических притоков дости-
гается только путем сооружения на водоносных направлениях водонепроницае-
мых перемычек, рассчитанных иа давление не менее геодезического.
Вода. Шахтные воды иногда содержат свободные ионы SO.]' и С)' разрушающе
воздействующие па металл подземных сооружений и оборудования. Степень
кислотности шахтных вод, определяющая их агрессивность, зависит от кон-
центрации водородных ионов, которая характеризуется показателем pH. Для
нейтральной воды pH = 7, для щелочных под pH > 7 и для кислых pH < 7.
Заметное воздействие кислоты наблюдается уже при pH = 5, особенно раз-
рушающе воздействует на сталь шахтная вода с показателем pH < 3.
При притоках сильнокислотных вод (свыше 50 м3/ч) наиболее эффективным
мероприятием, предотвращающим разрушение труб и арматуры, является гум-
мирование их кислотостойкой резиной.
Гуммирование труб и арматуры (проточной части) следует производить
в специализированных мастерских.
Кислотостойкие насосы необходимо изготовлять из высоколегированной
стали с содержанием легирующих элементов не менее 18 % хрома, 8 % никеля.
Срок службы кислотостойких насосов на кислых водах (pH < 3) — около
5 лет, а при pH > 3 — около 3 лет. При агрессивной шахтной воде водо-
напорные трубопроводы следует ежегодно подвергать дефектоскопии.
§ 220. Водоперекачные насосы
Центробежные насосы (табл. X. 68) классифицируются по следующим при-
знакам:
по числу колес — одноколесные и многоколесные. У последних напор равен
сумме напоров, развиваемых каждым колесом;
по создаваемому напору — низконапориые (Н < 20 м), средиенапориые
(Н = 20—60 м); высоконапорные (Н > 60 м);
по способу подвода воды к колесу — односторонние и двухсторонние;
по расположению вала — горизонтальные и вертикальные.
Артезианские насосы
Таблица Х.69
Марка или тип 2 С ZI 1L й- «Т= л! й л S У S’ i! §8 насоса, кг
1ЭЦВ4-4-70 4 70 1,6 2840 15 100 33
1ЭЦВ4-4-45 4 45 1.0 2840 10 100 29
1ЭЦВ4-2.5-65 2,5 65 1.0 2840 17 100 29
1ЭЦВ6-10-85 6,3 35 2,8 2850 12 150 79
1ЭЦВ6-6,3-125 6,3 125 4,5 2850 18 150 98
2ЭЦВ6-16-50 16 50 4,5 2850 6 150 85
2ЭЦВ6-16-75 16 75 5,5 2850 9 150 95
1ЭЦВ6-10-80 10 86 2.8 2850 27 150 82-165,5
2ЭЦВ8-25 25 14 1.3 3000 12 200 168-385
ЭЦВ10-160 160 9 5,5 2925 4 250 1320
ЭЦВ12-210 210 25 22 2925 3 300 410-580
ЭЦВ12-255 255 15 16 2920 2 300 540
ЭЦВ12-375 375 30 45 2930 4 300 365
УЭЦВ14-210 210 50 42 2930 6 350 6743
УЭЦВ16-375 375 58 83 2930 3 400 6317
690
Таблица Х.70
Насосы шламовые для откачки шахтных вод, содержащих твердые включения
"ас^а По- дача. м»/ч На- пор, электро* двнгзте- Частота тийиый службы. до перво- го капи- тального ремонта. Масса.
ШН-150 150 30 28 1450 4 2 000 593
ШН-2-200 200 40 55 1500 4 2000 1 270
6Ш-8 250 54 55 1450 6 10 000 572
6ФШ-7а 200 60 125 1500 12 2 500 538
20Р-11МБ 3800 62 1250 300 12 — 10 977
Допускаемая высота всасывания при температуре воды 10, 20, 30, 40, 50 °C
составляет соответственно 6, 5, 6, 5, 4, 3 м.
Для нормальной работы насоса должно соблюдаться условие
= (0,9 - 0,95) Н9,
где //,— геодезическая высота напора, м; //0 — манометрическое давление
прн закрытой задвижке, МПа.
Материал деталей всех типов центробежных насосов практически одинаковый.
Кроме центробежных применяются артезианские (табл. Х.69) и шламовые
(табл. X. 70) насосы.
§ 221. Эрлифты и гидроэлеваторы
Эрлифты применяют при наличии сжатого воздуха для периодического пере-
качивания воды.
Для расчета глубины погружения (Яп) обычно пользуются таблицами, со-
ставленными по статистическим сведениям работающих эрлифтов:
Н, м ........................... 40 40-75 90-120 120-180
Н„, %........................... 70 60 55 45
Экономичность работы эрлифтов можно оценивать удельным (Куд) расходом
воздуха, который зависит в основном от высоты подачи:
И, м ..................................... 15 30 50 60
КУд, м®/мин................................ 2 3,5 5,6 8,5
Гидроэлеваторы применяют для водоотлива с большим содержанием твердого
в откачиваемой воде.
Гидроэлеватор работает от струи воды высокого давления.
Техническая характеристика гидроэлеватора
Подача, м’/м.......................................... 50 70
Высота подъема, м..................................... 60 60
Подача напорных насосов, мя'ч........................ 100 150
Напор рабочих насосов, м............................. 200 180
К. п. д..............................................0,16 0,17
100
300
480
0,22
691
§ 222. Эксплуатация центробежных насосов
При изменении числа оборотов иасоса до л2 производительность Qf раз-
виваемый напор // и потребляемая мощность Р изменяются по законам пропор-
циональности:
Qs _ »г . //g _ __ / пг \3
<?1 ”1 ’ ~ \”1 / Р1 \Л1 )
Главным условием совместной работы насосов являются:
при параллельной работе центробежных насосов напор, развиваемый на-
сосами, должен быть одинаковым. Подбор насосов для параллельной работы
должен производиться с учетом характеристики водонапорной сети;
при последовательной pa6ote производительность насососов должна быть
одинакова. Контроль за работой насосов осуществляется при помощи расходо-
меров.
§ 223. Параметры шахтного водоотлива
Для расчета параметров шахтного водоотлива используют ряд формул.
Производительность насоса, м1/ч,
О -3^
Qp~ 20 '
Число часов работы насосов в сутки при максимальном притоке
i = Qmax2± 20.
Диаметр нагнеаателыюго трубопровода, м
= "К лонЭОО •
Диаметр трубы всасывания, м,
Скорость воды в нагнетательном трубопроводе, м/с,
«и = —^Ц- = 1.5 4-2,0,
ЗбООж/'
Высота всасывания, м.
Скорость воды во всасывающем трубопроводе, м/с
«вс = 0,5 — 1,0.
Коэффициент быстроходности
_ о gg У Qh
«s — 3,65-^у—л.
Осевое давление насоса, Па,
Р = i (Рэ - Рг) (F — f).
Напор одного колеса с направляющим аппаратом, м,
и*
Яз~18ч-2Г
692
Напор одного колеса без направляющего аппарата, м.
204-21 ’
Диаметр обточенного колеса, мм,
'’«-'У?-
Мощность на валу насоса, кВт,
р QuHMy
ъ 3600 102т) ‘
Мощность электродвигателя, кВт,
Р - МР»
Д П1 ’
Критическая скорость воды в шахте, м/с,
окр = 4/57П7б.
Принятые обозначения:
Q — нормальный приток воды в шахту, мэ/ч;
Qmax — максимальный приток воды в шахту, м*/ч;
Qp — расчетная подача насоса, м*/ч;
Он — паспортная подача насоса, м3/ч;
11м — полная высота подъема воды, м, обычно на 10—15 % больше геоде-
зической; Hyt = 1,1 -=-1,1 ПНг (Нг — геодезическая высота);
Пк — напор, создаваемый рабочим колесом насоса, м,
п — частота вращения насоса, мин-1;
Da — внешний диаметр колеса насоса после обточки;
i—число рабочих колес в насосе, шт.;
Р3 — давление при выходе воды из рабочего колеса насоса, МПа,
— давление у входа в рабочее колесо насоса, МПа;
F — площадь входной окружности рабочего колеса, см2;
/ — площадь поперечного сечения ступицы рабочего колеса насоса, см2;
Ut — окружная скорость па выходе рабочего колеса насоса, м/с;
D — внешний диаметр рабочего колеса насоса до обточки, мм;
Нх — напор рабочего колеса насоса до обточки, м;
Ht — напор рабочего колеса насоса после обточкн, м;
у — удельная масса перекачиваемой жидкости, м’/т;
Л — к. п. д. иасоса;
Л! — к. п. д. передачи;
d — диаметр твердых частиц, находящихся в воде, м;
Н — глубина потока воды в горной выработке, м.
§ 224. Водоснабжение
Качество воды определяется ее физическими, химическими и бактериологи-
ческими свойствами. К физическим свойствам воды относятся: температура, мут-
ность, прозрачность, цвет, вкус и запах.
Жесткость воды определяется по количеству растворимых в ней различных
веществ: извести, гипса, магнезии и т. д.
Расход воды определяется по паспортным данным шахтного оборудования
и по технологическим нормам:
Оборудование Расход,
л/м ни
Станки алмазного бурения типа БСК-2.М, ГП-1 .................. 35
Станки шарошечного бурения типа СБ-4, БШ-145.................. 50
Станки пневмоударного бурения типа ЛПС-ЗМ..................... 10
693
Станок ударно-поворотного бурения типа БГА-1М............. 12
Перфораторы ПК-75 и ПК-бб................................. 5—7
Перфораторы типа ПР-24ЛУ, ПР-25Л, ПТ-45, ПТ-36............ 4—6
Бурильная головка БГА-1................................... Не менее
12-15
Самоходные бурильные установки:
СБУ-2К..................................................... 10-15
СБУ-2М..................................................... 14-16
Хозяйственно-питьевое водоснабжение па одного работающего,
л/сут ........................................................ 25
Орошение руды при дроблении, л/т............................ 20
Промывка шпуров при бурении, л/м ............................ 50
Для водоснабжения промышленных предприятий принимаются насосы пре-
имущественно типов НДВ и НДС.
ГЛАВА 6
В03ДУХ0СНАБЖЕНИЕ
Сжатый воздух используется на рудниках в основном для бурения
(табл. Х.71), а также для работы слесарного и ремонтно-строительного инстру-
мента.
§ 225. Поршневые компрессоры
Режим работы поршневых компрессоров:
Температура воздуха после сжатия, ’С:
для одноступенчатых компрессоров............................... 185
для двухступенчатых компрессоров............................... 160
Расход воды па охлаждение 1 м3 всасываемого воздуха, л:
с промежуточным холодильником .............................. 5
одноступенчатых ............................................... 1,5
Температура воды на выходе из системы охлаждения компрессора не
должна превышать 4б°С при ее температуре на входе 25 °C.
Технические характеристики поршневых компрессоров приведены
в табл. Х.72, X. 73.
Таблица Х.71
Оборудование, работающее иа энергии сжатого воздуха
Горные машины сжатого воздуха, мумкн Давлен не сжатого воздуха, МПа
Перфораторы типа ПК-75 12 0,5-0,7
То же ПК-60 10 0,5-0,7
» ПТ-45 4 0,5-0,6
» ПР-30 К 3,5 0,4-0,5
» ПР-24ЛУ 2,5 0,4-0,5
Самоходная бурильная установка СБУ-2М
бурение 20 0,4—0,5
двигатели хода 11X2 0,5
Самоходная бурильная установка СБУ-2К 25 0,4-0,6
694
Параметры ВУ-3/813 4М10-100/8 2М10-50/1
2ВГ-100/8 •>
Подача, м3/мин 3 100 50
Рабочее давление, МПа 0,8 0.8 0,8
Частота вращения вала, мин-1 Срок службы, ч: 975 500 167 500
гарантийный 4 000 6 000 6 000
до капитального ремонта Мощность, кВт- 10 000 25 000 25 000
потребляемая 21,5 540 275
электродвигателя 30 630 320
Масса, кг Габариты, мм- 1250 14 280/36 236 12 100
длина 2240 6700/6830 4600
ширина 1180 4200'4875 4100
высота 1450 3030/2835 3030
') Значение параметров этих марок компрессоров записаны а экамеиателе
ВП-20/8М 202ВП-10/8 К-5М КСЭ-5М*
113B-I0/8 •>
20 10 5 5
0,8 0,8 0,8 0,8
500 730 735 735
7 500 11 000/5 000 6 000 6 000
30 000 30 000/20 000 20 000 .20 000
114 57/65 34 34
125 75 — —
5415 3228/1406 748 873
2355 1655,1434 1152 2120
1590 1309/1145 1035 1035
2580 1550/1275 1090 1330
Таблица X 73
Характеристика передвижных поршневых компрессоров
Параметры Й е S % £ ф £ с Й £ Ч 1 £ с Й с
Подача, м3/мии 5 9 5 10 4,65 10 10
Рабочее давление, МПа 0,7 0,6 0,7 0,6 0,7 0,7 0,7
Скорость вращения ва- ла, мин*1 Срок службы, ч- 1050 980 735 1050 975 1070 975
гарантийный 2000 3000 6 000 3000 2000 4000 2000
до капитального ре- монта — 7500 10 000 7590 — 5000 —
Мощность иа валу, кВт 34 67,5 33 69 — —
Масса, кг 2750 4030 2 558 5250 2100 5000 3100
§ 226. Турбокомпрессоры
Турбокомпрессоры (табл. Х.74) применяются на крупных рудниках. Их
эксплуатация, по сравнению с поршневыми компрессорами, проще, безопаснее
и экономичнее.
Скорость сжатого воздуха в трубопроводе не должна превышать 10—15 м/с.
Допустимое падение давления до наиболее удаленного потребителя — 0,15 МПа.
Расчет компрессорной установки производится но следующим формулам.
Расход сжатого воздуха, м3/мип,
V = ар<р£<7к1/.
Диаметр нагнетательного воздухопровода, мм,
d = 20/К-
Объем воздухосборника, м3,
Ив= 1.6/Q.
Масса груза предохранительного клапана, кг,
G _ (0.75Р —<?) aSQl
Рабочее сечение предохранительного клапана, см3,
F = 2,<32dxh.
Таблица Х.74
Техническая характеристика турбокомпрессоров
Параметры К-250-61-2 К-500-61-1 К-1500-62-1
Подача, м3/мин 250 525 1290
Давление нагнетания, МПа 0,9 10 923 0,8 7636 0,75
Частота вращения, мни*1 4370
Мощность электродвигателя, кВт 1 750 3500 9000
696
Допустимое рабочее давление
в трубе, МПа,
47S,fep
Принятые обозначения:
а = 1,1 —1,2—коэффициент, учи-
тывающий утечки воздуха
в сети;
Р = 1,1 — коэффициент, учитыва-
ющий износ машин;
Ф = 0,7—0,9— коэффициент одно-
временности работы потре-
бителей сжатого воздуха;
qi — расход воздуха одним по-
требителем, м’/мии;
п, — число потребителей сжа-
того воздуха;
— количество сжатого воздуха,
передаваемого по воздухо-
проводу, мэ/мин;
Q — производительность компрес-
сорной станции, и’/мии;
Р — предельное давление сжатого
воздуха, 0,1 МПа;
q — масса тарелки клапана со
штоком, кг;
а — плечо рычага от точки опо-
ры до оси клапана, м;
So — масса рычага, кг;
I — расстояние от центра тяже-
сти рычага до точки опоры, м;
L — расстояние от центра тяже-
сти рычага до его точки
опоры, м;
di — внутренний диаметр седла
клапана, см;
Л — высота подъема клапана, см;
Sj — толщина стенки трубы, см;
/гр = 250—320 — предел прочно-
сти металла при растяже-
нии4, МПа;
£>в — внутренний диаметр тру-
бы, см.
©
а
1 '1
| । |s|
S m
| I «88
j §ss8 | Jsi
& оечсч «
m 4
I ssii । n|
§ 227. Винтовые компрессоры
Гарантийный срок работы винто-
вых компрессоров примерно в 2,5 раза
больше чем у поршневого, а масса
и габариты, приходящиеся иа 1 м3
вырабатываемого сжатого воздуха,
меньше соответственно в 2,94 и
3,72 раза.
Винтовые компрессоры (табл. X.75)
рационально ставить для повышения
давления сжатого воздуха в отдален-
ных местах производства буровых
а
I
работ, где потери давления значительны, а прои?годнтелыюсть Ьпевматйчё-
ского инструмента сильно снижается.
Винтовые компрессоры изготовляются в двух вариантах:
с воздушным охлаждением масла для передвижных установок;
с водяным охлаждением масла для стационарных установок.
Маслозаполпечные винтовые компрессоры отличаются от обычных компрес-
соров тем, что для охлаждения сжимаемого воздуха в рабочую полость компрес-
сора впрыскивается в большом количестве масло (масса масла в 6—8 раз пре-
вышает массу сжимаемого воздуха). Сжатая масло-воздушная смесь поступает
в маслосборник, где около 90 % масла отделяется от воздуха. Затем воздух по-
ступает в маслоотделитель для повторного, более глубокого отделения масла
от воздуха, после чего нагнетается в воздухопровод к потребителю.
Рабочим органом винтового компрессора являются многозаходиые винты
с зубьями специального профиля, нарезанные на утолщенных частях ротора.
§ 228. Смазка компрессоров
Для смазки компрессоров принимаются масла: для цилиндров — компрес-
сорное 19 по ГОСТ 1861—73; для механизмов движения — индустриальное
И-30А, И-40А, И-50А по ГОСТ 20799- 75.
Расход масла иа 1000 м1 свободного воздуха компрессорами при давлении
0,6—0,7 МПа: поршневыми — 70—80 г; турбокомпрессорами — 5—6 г.
Для смазки винтовых компрессоров следует применять: в теплое время года
(прн температуре воздуха плюс Ю °C и выше) — масло индустриальное марки
И-50А но ГОСТ 20799—75; в холодное время года (при температуре воздуха ниже
плюс Ю°С) — масло индустриальное марки И-12А по ГОСТ 20799—75.
§ 229. Воздухосборники и влагомаслоотделители
Воздухосборники (табл. Х.76) устанавливаются для сглаживания пульсаций
давления сжатого воздуха.
Объем воздухосборников для воздушных компрессоров общего назначения
принимается согласно ГОСТ 9028—76.
Воздухосборники, установленные иа поверхности, регистрируются и контро-
лируются органами котлонадзора.
Коллекторы, соединяющие воздухосборники компрессоров, монтируются
с соблюдением следующих требований:
сварные работы должны быть выполнены дипломированным сварщиком;
глухой конец коллектора заваривается по одному из вариантов изготовле-
ния сосудов, работающих под давлением;
размеры фланцев должны соответствовать ГОСТу, толщина днища (заглушки)
определяется расчетом;
фланцы привариваются к коллектору двойным швом — с торца и снаружи.
Допускается применение плоского днища (типа заглушки), присоединенного
к фланцу коллектора посредством болтов.
Влагомаслоотделители как сосуды, работающие под давлением, изготов-
ляются в соответствии с Правилами котлонадзора. Контроль за соблюдением
Правил, а также инструкций по эксплуатации влагомаслоотделителей, установ-
ленных в подземных горных выработках, должен осуществляться участковым
горнотехническим инспектором. Техническая документация иа каждый влаго-
маслоотделитель должна быть заведена по Правилам котлонадзора.
Сосуды, работающие под давлением и установленные в подземных горных
выработках, должны регистрироваться и учитываться предприятием-владель-
цем.
Специальная книга регистрации сосудов и учета их освидетельствования
должна храниться у лица, осуществляющего надзор за влагомаслоотделителями
на предприятии.
Техническая документация иа сосуды, работающие под давлением и уста-
новленные в подземных выработках, должна храниться у лица, ответственного
за их безопасную работу.
698
Таблица X 76
Техническая характеристика воздухосборников
Типоразмер Емкость, м’ Габариты, мм Масса, Число пре- дохраннтель- мых.'клапаноо
диаметр барабана высота
В-0,5 0,5 600 2140 215 1
В-1,0 1,0 800 2380 330 1
В-1.6 1,6 1000 2305 445 1
В-2,0 2,0 1000 2905 550 1
В-3,2 3,2 1200 3250 850 1
В-4,0 4,0 1200 3855 1005 1
В-6,3 6,3 1400 4565 1425 1
В-8,0 8,0 1600 4515 .1750 1
В-10,0 10,0 1600 5615 2085 1
В-16,0 16,0 2000 5510 2965 1
В-20,0 20,0 2000 6960 3580 2
В-25,0 25,0 2200 7330 4950 3
Правила котлонадзора не распространяются на-
сосуды и баллоны емкостью не свыше 25 л, у которых произведение емкости
в литрах на рабочее давление в МПа составляет не более 20;
части машин, ие представляющие собой самостоятельных сосудов;
сосуды из неметаллических материалов.
Предприятия-владельцы сосудов, работающих под давлением и установлен-
ных в подземных горных выработках (влагомаслоотделители), должны произ-
водить:
внутренний осмотр и гидравлическое испытание вновь установленных вла-
гомаслоотделителей перед пуском их в работу;
в процессе эксплуатации внутренний осмотр влагомаслоотделителей ие
реже, чем через каждые 2 года;
гидравлическое испытание с предварительным внутренним осмотром влаго-
маслоотделителей не реже одного раза в 8 лет;
влагомаслоотделители, прошедшие ремонт или перестановленные на другое
место работы, должны быть подвергнуты техническому освидетельствованию как
вновь установленные.
Техническое освидетельствование сосудов должно производиться лицом,
осуществляющим надзор за влагомаслоотделителями иа предприятии, в присут-
ствии лица, ответственного за исправное и безопасное действие влагомаслоотде-
лителя.
Результаты и сроки следующего технического освидетельствования должны
записываться в паспорт влагомаслоотделителя лицом, производившим данное
техническое освидетельствование.
Контроль за соблюдением сроков внутреннего осмотра, гидравлического
испытания и правильного ведения технической документации по влагомасло-
отделителям, установленных в подземных горных выработках, осуществляется
участковым горнотехническим инспектором.
Продление срока технического освидетельствования влагомаслоотделителей
допускается только главным инженером предприятия на срок ие более, чем иа
три месяца.
Изготовление влагомаслоотделителей, предназначенных для установки
в шахте, должно производиться на предприятиях, получивших разрешение иа
их изготовление от местных органов надзора в соответствии с инструкцией,
утвержденной Госгортехнадзором СССР 13 февраля 1969 г.
Для изготовления барабанов и днищ влагомаслоотделителей следует приме-
нять листовую сталь марки ВСт2кп2 или ВСтЗкп2, ВСт2пс2 по ГОСТ 380—71,
699
для присоединительных деталей — поковки из стали ВСт5сп2 по ГОСТ 380—71
или сталь 15, 20.
При монтаже вертикальных влагомаслоотдслителей подводящая и отводящая
трубы должны быть подсоединены к цилиндру иа разном уровне, причем подво-
дящая — внизу, а отводящая — выше.
§ 230. Шахтные трубопроводы
Проектирование и монтаж шахтных трубопроводов регламентированы ука-
заниями, утвержденными Государственным Комитетом Совета Министров СССР
по делам строительства от 18 декабря 1961 г.
Для конкретного требуемого диаметра рабочее давление трубы принимается
по ГОСТу (табл. X 77).
Фланцы для соединения труб должны приниматься по ГОСТу 12815 —80.
Марка стали для приварных фланцев на трубопроводах с рабочим давлением
более 2,5 МПа должна соответствовать марке стали, принятой для труб, на ко-
торые будут приварены фланцы.
В горных выработках с углами наклона 30° и более трубопровод, уложенный
по почве иа подкладках, закрепляют односторонними подвесками со стяжками
через каждые 50—75 м,а в местах сопряжений с горизонтальными выработками —
устанавливаются опорные колена.
Для предотвращения продольного вертикального изгиба ставов стальных
труб следует предусматривать направляющие опоры типа хомутов:
Условный проход, мм ......... 100 125 150 200 250 300 и более
Максимальное расстояние между
направляющими хомутами, м . . 8 10 12 15 19 22
Толщина стенки стальных труб, прокладываемых в шахте, должна быть
ие менее 3 мм. За расчетную толщину стенки стальной трубы принимается боль-
шая из двух величии:
о PD , с PD | С-
0,75Rp(umn ‘ 0,6Я>п
PD \ С- PD \ С
0,&RlKT 0,6Я2
где Р — рабочее давление, МПа; D — внутренний диаметр трубы, мм; тп —
коэффициент условий работы конструкции (для водопровода — 0,85; воздухо-
Таблица Х.77
Рабочее давление труб диаметром 100 мм и более
для шахтных трубопроводов
Среда Рабочее давление, МПа гост Тип труб
Вода, сжатый воздух. 0,2—1,0 3262-75 Стальные водогазопро-
рудничный газ Вода, заиловочиая пуль- 1,0—10,0 8732—78 водные усиленные Стальные бесшовные го-
па, сжатый воздух, руд- ничный газ 8734-75 рячекатаные Стальные бесшовные хо-
Вода, пульпа 0-1.0 10705-80 лоднотянутые и холодно- катаные Стальные электросварные
Таблица Х.78
Эквивалентные длины (м) местных сопротивлений (для воздуха)
Местные сопротивления Внутренний диаметр труб, мм
25 50 80 100 125 150 200 250 300 350 400
Проходной вентиль 6 15 25 35 50 60 65 100 140 170 200
Угловой вентиль 3 7 11 15 20 25 35 50 60 70 85
Задвижка 0,7 0,7 1 1.5 2 2,5 3,5 5 6 7 8,5
Колено 0,2 0,4 0,7 1,4 1.4 1,4 2,2 3,2 4 5 6
Тройник 2 4 7 10 14 17 25 32 40 50 60
Переход 0,5 1 3 2,5 3,5 4 6 8 10 12 15
Обратный клапан 9,5 16 22,2 29,2 33,9 46
проводов — 0,80; газопроводов — 0,70); R} — нормативное сопротивление
стали по временному сопротивлению, Кп — коэффициент однородности материала
по временному сопротивлению; Ri — расчетное сопротивление стали по пределу
прочности; — нормативное сопротивление стали по пределу текучести; Р2 =
= R2KT — расчетное сопротивление стали по пределу текучести; С — увеличе-
ние толщины стеики трубы с учетом истирания, мм, Кт~ 0,9 —для углеродистых
сталей и 0,85 — для низколегированных сталей.
Для компенсации линейных удлинений вертикальных ставов следует ставить
компенсаторы через 100—200 м, т е. иа каждой опоре.
Для трубопроводов с углом наклона более 30° компенсаторы ставятся через
150—200 м с компенсирующей способностью 200 мм. В горных выработках
с углом наклона 30° расстояние между компенсаторами, м
1 - Д/
где Д/ — компенсирующая способность компенсатора, м; а — коэффициент ли-
нейного расширения труб (для стали а = 0,000012); Д<— разность температур.
Водопроводы подвергаются гидравлическому испытанию давлением в 1,25 от
рабочего, ио ие менее 0,2 МПа. Воздухопроводы испытываются воздухом при
рабочем давлении.
Потери давления от местных сопротивлений рассчитывают по эквивалент-
ным длинам (табл. X 78).
Средняя скорость движения воздуха в трубопроводе принимается из расчета
6—10 м/с, максимальная — 20 м/с.
Трубопроводы для водоснабжения испытывают давлением, превышающем ра-
бочее иа 0,5 МПа, ио ие более 1,0 МПа. При этом в течение 10 мин испыта-
тельное давление ие должно снижаться более чем иа 0,05 МПа.
§ 231. Пневматические двигатели
Радиально-поршневые двигатели предназначены для температуры окружа-
ющей среды от —40 °C до +50 °C.
Базовой моделью этой группы двигателей является звездообразный дви-
гатель П-2.5Ф (табл. Х.79).
Возрастающее применение получают аксиально-поршневые ппевмодвига-
тели.
Шестеренные пневмодвигатели предназначены для привода горных машин
при температуре окружающей среды от +5 до +50°C.
Косозубые двигатели предназначаются в основном для привода машин,
работающих со значительными динамическими нагрузками, требующими ревер-
сирования.
701
Таблица X 79
Номинальные чиачеиия характеристик пневматических двигателей
для рабочего давления 0,5 МПа
Модель пнсвмодвигатсля "и Вт' Частота враще- Удельный (иа 1 кВт) расход воздуха, м*/мии Масса.
Радиально-нор ш и е в ы ।
П-2.5Ф 8,82 600 0,588 81
П-2.5Ф1 8,82 600 0,588 100
П-2.5Ф2 (с редуктором) 13,23 750 0,088 170
П-2.5Ф2-1 13,23 1500 0,735 100
П-4Ф 20,58 1500 0,588 138
П-2Л 5,88 600 0,588 85
МП-1 3,30 600 0,735 60
МП-5 и МП-5А 10 600 0,62-0,735 120
МП-5У 12 800 0,62-0,735 106
МП-18 18 600 0,62 -0,735 170
Аксиально-поршневые
ДАР-5 1 5 1 700 1 0,58 1 17
ДАР-ЮМ 10 600 0,58 34
ДАР-14М 16 400 0,52 48
Д4Р-30М 30 I 400 | 0,52 | 105
Шестеренные
К-0.16Ф 3 3000 0,81 29
К-0.25Ф и К-0.25Л 4 3000 0,82 34, 37
К-0.6Ф 6 2000 0,735 62
К-0.8Ф и К-0.8Л 8 2000 0.66 69 и 73
К-1.25Ф и К-1.25Л 12 1600 0,70 118 и 120
К-1.6Ф 16 1500 0,70 200
К-2Ф и К-2Л 20 1000 0,66 150 и 260
К-2.5Ф 23 1600 0,588 240
К-4Ф 40 1600 0,62 350
2УПШ 48 1000 0,55 500
Ротациоины ie п л асти и ч а * г ы е
ПС1-М | 1 7 1 I 2200 I I 0.735 1 I 28,6
ПК-9 3 2000 0,735 12
ПП-3 1 0,15 | 5000 1 0,61 | 1 6,5
В шифрах: К — косозубый, Ш — шевронный. Ф — фланцевое исполнение. Л —
на лапах.
Шевронные двигатели применяются для машин, не требующих реверсиро-
вания.
Ротационные пластинчатые двигатели изготовляются в диапазоне мощ-
ностей 0,03—8,82 кВт и применяются в качестве привода горных машин, когда
предъявляются особые требования к повышению компактности и снижению
массы машины.
Для смазки поршневых пневмодвигателей применяется масло марки «Инду-
стриальное 30», которое рекомендуется менять через 1000 часов работы.
Подшипники качения шестеренных и ротационных пневмодвигателей сма-
зываются солидолом синтетическим марки «С» или солидолом УС-1
(ГОСТ 1033-79).
РАЗДЕЛ XI
ЭЛЕКТРОТЕХНИЧЕСКИЕ УСТАНОВКИ,
АВТОМАТИЗАЦИЯ, СВЯЗЬ И СИГНАЛИЗАЦИЯ
Электроустановками называются установки, в которых производится, пре-
образуется, распределяется и потребляется электроэнергия. Электроустановки
разделяются Правилами устройства на электроустановки напряжением до 1000 В
и выше.
Подстанцией называется электроустановка, служащая для преобразования
и распределения электроэнергии, состоящая из трансформаторов или других пре-
образователей энергии, распределительного устройства напряжением до 1000 В
и выше, а также вспомогательных сооружений.
ГПП — главная понизительная подстанция, располагаемая на поверхности
рудника.
ЦПП — центральная подземная подстанция.
РПП — подземный распределительный пункт на напряжение 6 или 0,38 кВ,
предназначенный для приема и распределения электроэнергии па одном напря-
жении без преобразования и трансформации
УПП — стационарная участковая подземная подстанция.
ПУПП — передвижная участковая подземная подстанция.
КРУ — высоковольтное комплектное распределительное устройство, состоя-
щее из закрытых шкафов с встроенными в них аппаратами, устройствами защиты
и автоматики, измерительными приборами и вспомогательными устройствами.
КРУП—КРУ, предназначенное для наружной установки.
Поверхностные подстанции, как и распределительные устройства, могут
быть открытыми и закрытыми.
Пристроенной подстанцией называется подстанция, непосредственно при-
мыкающая к основному зданию, прн этом выкатка трансформаторов и выключа-
телей осуществляется наружу здания.
Встроенной подстанцией называется закрытая подстанция, вписанная в кон-
тур основного здания, при этом выкатка трансформаторов н выключателей осу-
ществляется наружу здания. t
Внутрицеховой подстанцией называется подстанция, расположенная
внутри производственного помещения, причем доступ к оббрудоваиию подстан-
ции осуществляется из того же помещения или из другого помещения, ио в том
же здании.
Комплектной трансформаторной подстанцией (КТП, КТПН) называется
подстанция, состоящая из трансформаторов и блоков (КРУ или КРУН и дру-
гих элементов), поставляемых в собранном или полностью подготовленном
для сборки виде.
ГЛАВА 1
ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ И ЭЛЕКТРООБОРУДОВАНИЕ
§ 232. Основные формулы по электротехнике
Мощность н ток постоянного тока:
Р = (//;
'4-
(XI1)
(XI.2)
703
Мощность н ток переменного однофазного ТокЛ!
активная
Р = U1 cos ср;
~ U cos <р ’
(Х1.3)
(XI.4)
реактивная
Q = U1 sin ф;
l = __Q .
U sin ф ’
полная
(XI.5)
(XI.6)
(XI 7)
(XI.8)
~й~
где U, I — значения напряжения и тока; ф — угол сдвига фаз между напря-
жением н током.
Мощность и ток переменного трехфазного тока.
Р — Viui cos ф;
(Х1.9)
~/3(/ cos ф *
Q = V3UI sin ф;
z. Q .
V 3U sin ф ’
S = /3(7/;
(XI.10)
(XI.11)
(XI.12)
(XI.13)
(XI.14)
V3U '
Соотношение токов и напряжений в трехфазной системе: при соединении
в звезду /д = /ц,; ил = ]/~3 U$; при соединении в треугольник /л = ]/~3 /ф;
Un — £7ф. где l.i — линейный ток, А; /ф— фазный ток, Л; (/л — линейное
напряжение, В; (7ф — фазное напряжение,
Если напряжение выражено в вольтах (В), а ток в амперах (А), то актив-
ная мощность получается в ваттах (Вт), реактивная — в вольт-амперах реак-
тивных (ВАр), полная — в вольт-амперах (В-А).
§ 233. Электроснабжение рудников
Требования, предъявляемые к схемам электроснабжения подземных выра-
боток, зависят: а) от глубины рудника и размеров рудничного поля; б) от мощ-
ности электроприводов основных шахтных силовых установок и расположения
их как иа поверхности, так и под землей; в) от количества разрабатываемых
горизонтов; г) от величины напряжения, применяемого для питания приемников
на участках; д) от вида подземного транспорта; е) от величины высокого на-
пряжения на шинах ближайшей к руднику районной подстанции энергосистемы
и ряда других факторов.
Схема электроснабжения подземных горных работ (рис. X 1.1) должна быть:
а) надежной, т. е. обеспечивать бесперебойное питание электроэнергией основ-
ных потребителей; б) безопасной в отношении пожаров, взрывов, рудничной
среды и поражения людей электрическим током; в) гибкой, учитывающей не-
прерывное развитие подземных электрических сетей, т. е. их расширение и на-
ращивание и т. п.
704
От энергосистемы
От энергосистемы
Потребители
поверхности
Потребители
поверхности
if
Рнс. XI.I. Принципиальная схема подземного электроснабжения рудника
В зависимости от глубины разрабатываемых горизонтов различают два
основных способа питания электроэнергией участков от рудника: прн глубоком
залегании горизонтов — кабелями, проложенными по стволу; неглубоком за-
легании — кабелями, проложенными в скважинах, специально пробуренных
для этой цели.
Выбор величины напряжений зависит от количества, мощности и назначе-
ния электроприемников.
В настоящее время для распределения электроэнергии по руднику приме-
няется напряжение 6 и 0,38 кВ, а также 0,66 кВ, внедряемое по мере вы-
пуска электрооборудования.
Допускается применение в руднике напряжения 10 кВ при наличии на су-
ществующей подстанции энергосистемы.
Собственные электростанции применяются для горных предприятий, удален-
ных от сетей энергосистемы, а также в качестве источника резервного питания,
если ГПП получает питание по одной линии электропередач Электроснабжение
подземных выработок рудников осуществляется от ГПП напряжением 6 кВ
прн помощи кабелей, прокладываемых по стволу (или по стволам), до ЦПП.
Часть электроэнергии, поступающей в ЦПП, распределяется на том же на-
пряжении между РПП высокого напряжения и УПП Другая же часть энергии,
тоже обычно на напряжении 6 кВ, используется для питания электроустановок,
расположенных в околоствольиом дворе (иасосов главного водоотлива, транс-
форматорных преобразовательных подстанций, питающих электровозную от-
катку), а также трансформаторов, обеспечивающих работу электроустановок
напряжением до 1000 В.
23 П/р В. А. Гребенюка и др. 705
Рис. XI.2. Общий вид (о) и принципиальная электрическая схема (б) подстанции
ТКШВП-Э20/6:
1 — распределительное устройство ВН; 2 — трансформатор; 3 — распределительное ус-
тройство НН: 1 — шасси: 5 — каток иа 1 — 1.5 т. 0 300 мм): Ль Л„ Л, — выводы сило-
вой цени; О|, О, — выводы осветительного трансформатора; Д, — дополнительное за-
земление; БК-1 — блок-контакт в цепи масляного пыключатсля; БК-2 — блок-контакт
в цепи автоматического выключателя НИ; Р — разъединитель; АВ-4у (АВ-Бу) — вы-
ключатели на токи 400 и 600 А; БЗЛ-14 — блок защиты от токов утечки и перегрева,
V — вольтметр Э-8003; А — амперметр Э-421; ОСО-0,25 — осветительный трансформатор;
ТШЛ-0.5-0,5/300 — трансформатор тока; ОК — отключающая катушка автоматического
выключателя; Кп — кнопка проверки реле утечки
Прн наличии нескольких горизонтоо сооружается несколько ЦПП. ЦПП
необходимо располагать в околоствольном дворе, а при наличии тяговой под-
станций — совмещать с ней и располагать рядом с насосной главного водоотлива.
УПП рекомендуется размещать на откаточных горизонтах- стационарные
(УПП) в камерах, передвижные (ПУПП) иа специальных расширениях участков
откаточных выработок нлн в тупиках, а также с учетом длины распределительного
низковольтного кабеля до наиболее удаленного силового токоприемника не
более 500 метров.
Наиболее целесообразное месторасположение участковых подземных под-
станций может быть произведено на основе технико-экономического расчета.
РПП-6 желательно размещать в центре расположения УПП.
§ 234. Электрооборудование подземных подстанций
В рудниках, опасных по газу и пыли, необходимо применять электрообору-
дование только во взрывобезопасном исполнении.
Электрооборудование в рудниках, нс опасных по газу и пыли, должно, как
правило, применяться л нормальном рудничном исполнении.
На ЦПП должна предусматриваться установка нс менее двух трансформа-
торов необходимой мощности напряжением 6/0,4 кВ с изолированной нейтралью.
Для участковых подстанций рекомендуются передвижные трансформаторные
подстанции шахтные взрывобезопасные типа ТКШВП (рис. XI 2) и ТСШВП.
Применение передвижных подстанций является наиболее целесообразным
н экономичным решением, но можно также рекомендовать как вариант набора
необходимого оборудования н устанавливать его в специальной камере. На
низкой стороне силовых трансформаторов обязательно выполнять защиту от
токов утечки с применением устройства контроля изоляции типа УЛКИ-380
и УЛКИ-660.
Электрооборудование подземных трансформаторных подстанций в зависи-
мости от характера среды приведено в табл. XI.1, а технические данные транс-
форматоров н высоковольтных камер — в табл. XI 2—5.
§ 235. Электрооборудование
низковольтных силовых токоприемников
Для управления низковольтными силовыми токоприемниками применяется
соответствующее электрооборудование (табл. XI.6, XI.7, рнс. XI.3, XI.4).
§ 236. Высоковольтные и низковольтные
силовые кабельные сети
Передача электроэнергии от ГПП до ЦПП осуществляется на напряжении
6 кВ не менее чем двумя кабельными лнинямн. Прокладка силовых кабелей по
вертикальным стволам с деревянной крепью, используемых для подачи свежей
струи, запрещается.
В рудниках, опасных по газу н пыли, а также прн наличии в выработках
активной среды по отношению алюминия, запрещается прокладка кабелей с алю-
миниевыми жилами или в алюминиевой оболочке.
Минимальное сечение кабелей, прокладываемых по стволу, — 35 мм4, ма-
ксимальное — 120 мм2.
Для прокладки по стволу необходимо применять кабели, бронированные
круглыми стальными проволоками, с изоляцией, пропитанной пестекающнм со-
ставом. Независимо от величины напряжения и назначения, кабели должны
предусматриваться: бронированными с защитными покровами, не распростра-
няющими горение; резиновыми гибкими — для переносных токоприемников
в негорючем исполнении.
23* 707
Таблица XI 1
Электрооборудование поденных трансформаторных подстанций
в зависимости от условий применения
Кате- рудпикоп Передвижные траисфорыатори ые подстанции Силовые трансформаторы Высоко- вольтн ые ячейки вольтное обору- дование
Опасные по газу н пыли Не опас- ные по газу и пыли ТКШВП-180-320, ТСШВП-100-630 кВ-А, U = 6/0,4 кВ ТКШВП-180-320, ТСШВП-100-630 кВ-Л, U = 6/0,4 кВ ТСШВ-180-400, ТКШВС-200-250 кВ-А, U = 6/0,4 кВ ТСЗ-160-630 кВ-А, U -= 6/0,4 кВ УРВМ-6/3, РВД-6, Я В-6400 КРУ-2 КСО-366, КСО-272 АФВ ЩО70
Таблица Х1.2
Технические данные трансформаторов ТСШВ
Показатели Тип трансформатора
ТСШВ-180/6 ТСШВ-250/6 TCUIB-400/6
Номинальная мощность, кВ-А 180 250 400
Номинальное напряжение, В:
обмотки ВН 6000—5% G000=t5 % 6000± 5 %
обмоткн НН 400'690 400/690 690
Схема и группа соединений обмоток У/Д-Н
Напряжение к. з., % 5,5 3,5 3,6
Ток х. х., % 7 4,5 4,0
Потерн. Вт:
к. 3. 2200 2000 2700
X. X 1350 1400 1700
Ток, А:
на стороне ВН 17,3 24,1 38,5
на стороне НН 260/151 361/210 334,7
К. п. д„ % 98,3 98,6 98,9
Расчетный ток к. з. на стороне ВН, А 4800 4800 4800
Масса, кг 2510 3100 3370
Исполнение РВ РВ РВ
708
Технические данные трансформаторов ТКШВС
Таблица XI.3
Показатели Тип трансформатора
ТКШВС-200/6 ТКШВС-250/6
Номинальная мощность, кВ-Л 200 250
Номинальное напряжение. В обмотки ВН 6000±:5 % 6000 — 5 %
обмотки НН 690/400 690/400
Напряжение к. з., % 2,876 3,4
Ток х. х., % 3,507 2.5
Потерн: к. з., Вт 2535 3430
х. х., Вт 1140 1050
Ток, А: на стороне ВН 19,25 24,1
на стороне НН 167,5/290 209/362
К. п. д., % 98,32 98,33
Расчетный ток к. з. на стороне ВН, А 4800 4800
Масса, кг 2850 2900
Исполнение РВ РВ
Таблица XI.4
Технические данные КРУ типов УРВМ-6'3 и РВД-6
Показатели Тип КРУ
УРВМ-6/3 РВД-6
Масляный выключатель ВМБ-10 ВМБ-10
Привод для масляного Ручной Моторио-пружннный
выключателя Источник питания при- Встроенный трансформа-
вода Управление КРУ Ручное отключение мо- тор Дистанционное
Трансформаторы тока Трансформатор напряже- ния однофазный Трансформатор промежу- жет быть произведено дистанционно ТКК-бм, 2 шт. НОСК-6-66, 1 шт.
НОСК-6-65. 1 шт. Трехобмоточиый. с ко-
точный Типы защиты: максимально-токовая Быстродействующая эффициентом трансфор- мации (100 (127) 380) Быстродействующая
(в двух фазах) прямая косвенная
от минимального на- То же То же
пряжения от пусковых токов Автоматическое устройство для шунтирования ма-
(выполняется по от- кенмалыютоковой защиты и амперметра иа время
дельному заказу) пуска коротко-замкнутого электродвигателя 6 кВ Два по 5 А с отпайками иа 5 ступеней (уставок) загрубления защиты:’ 140; 160; 200; 250 и 300 %
Реле максимально-токо-
вой защиты
709
Продолжение табл. X1 4
Показатели
УРВМ-6/3
Тип КРУ
РВД-6
Реле минимального на-
пряжения и защиты за-
рядных цепей
Блокировки
Кабельные вводы
Счетчики
Амперметр
Вольтметр
Количество масла для
ВМБ
Количество заливочной
массы
Марка залипочной массы
Габариты, мм
Масса КРУ, кг
Два с клеммами для пе-
реключений с 6 па 3 кВ
и наоборот
Механические
ПЗ-6 включено в цепи
постоянного тока 24 В
Механические и электри-
ческие
Для бронированного кабеля с наружным диаме-
тром по более GO мм
- I 2 шт.
3421, класса 2,5 со шкалой 0—20 Л
3421, класса 2,5 со шкалой 6000 В
50 ki-
45 кг — для шинной камеры, 65 кг — для выдвиж-
ной камеры
МВ-90 или МБМ-1, МБМ-2 и МБ-70
1560X1086X1410 I 1615X1086X1485
690 790
Таблица XI.5
Электрические характеристики КРУ типа Я В-6400
710
Низковольтное силовое электрооборудование в зависимости
от характера среды
Таблица XI.5
Наименование _ ™П _J '1ехннческпе данные Исполнение
1. Для рудн 11 ков, о п а । :и ы х по газу И п ы л Н
Автоматический выключа- тель АФВ-1А 380 В; 200 А Взрывобезопасное
То же ЛФВ-2А 380 В; 300 Л а
в ЛФВ-3 380 В; 500 Л
Магнитный пускатель не- реверсивный ПМВИ-13М 380 В; 63 А »
То же ПМВИ-23М ПМВИ-6 380 В; 120 Л 380 В; 240 А »
Магнитный пускатель реверсивный ПМВИР-41 380 В; 80 А »
То же ПМВИР-51 380 В; 120 Л
Кнопочный пост одно- штифтовой КУВ-Н 65 В; 3.5 А / *
Кнопочный пост двух- штифтовой КУВ-12 65 В, 3.5 Л »
Кнопочный пост трех- штифтовой КУ В-13 65 В; 3,5 А »
Для рудников, не опасных по газу и пыли
Магнитный пускатель не- 11МЕ-132 380 В; 10 А Пылсбрызго-
реверсивный То же ПМЕ-232 380 В; 25 Л пепронпцасмос То же
ъ ПАЕ-342 380 В; 36 А
ПАЕ-442 380 В; 60 А
> ПАЕ-542 380 В; 106 Л ъ
в ПАЕ-642 380 В; 140 А
Магнишый пускатель ре- 1IME-134 380 В; 10 А
версивный То же ПМЕ-234 380 В; 25 А
ъ ПАЕ-334 380 В; 36 Л
> ПАЕ-444 380 В, 60 А
в ПАЕ-544 380 В; 106 Л Ъ
> ПАЕ-644 380 В; 140 Л »
Кнопочный пост одио- ПКЕ-222-1 380 В; 5 А Водозащищенное
штифтоаой Кнопочный ноет двух- ПКЕ-222-2 380 В, 5 Л и
штифтовой Кнопочный пост трех' ПКЕ-222-2 380 В; 5 Л »
штифтовой
Таблица Х1.7
Основные технические данные низковольтного силового электрооборудовании
№ Наименование п характеристика Тнп Габариты, мм Уставки токов расцепнтелеП или предохранителей. А
высота шприца глубина
| Автоматические выключатели на 380 В АФВ-1А 870 930 565 300, 450, 600
200/300/500 Л с максимальными рас- АФВ-2А 910 990 605 600, 900, 1200
целителями АФВ-3 1020 920 720 1000, 1500, 2000
2 Магнитные пускатели на 380 В ПМВИ-13М 610 675 650 125, 150, 175, 200, 226, 250,
63/120х240 А с максимальными расце- 275, 300, 325, 350, 375
пителямн ПМВИ-23М 750 675 650 250, 300, 350, 400, 450, 500. 550, 600, 650. 700, 750
ПМВИ-61 870 925 620 500, 1000, 1500
3 Магнитные пускатели па 380 В ПМВИР-41 860 910 590 100, 125, 160, 200
80/100 Л с предохранителями ПМВИ-51 860 910 590 100, 125, 160, 200
4 Автоматические выключатели па 500 В 50 А с комбинированными расцепите- АП50-ЗТМ 220 188 144 1,6; 2,5; 4; 6,4; 10; 16; 25; 40, 50
лями
5 Магнитные пускатели на 380 В 10/25 А ПМЕ-132 288 155 130 3, 4, 5, 6, 8, 10
с тепловыми реле ПМЕ-232 355 175 163 10, 12, 16, 20, 25
6 Магнитные пускатели на 380 В 10/25 А с тепловыми реле ПМЕ-234 355 275 191 10, 12, 16, 20, 25
7 Магнитные пускатели па 380 В ПАЕ-342 425 220 155 12, 16, 20, 25, 32, 30
36/60/106/140 А с тепловыми реле ПАЕ-442 515 265 180 20, 25, 30, 40, 50. 60
ПАЕ-542 685 332 230 50, 60, 80, 100, 120
ПАЕ-642 715 520 235 80, 100, 120, 150
8 Магнитные пускатели на 380 В ПАЕ-344 425 340 155 12, 16, 20, 25, 32, 40
36/60/140 А с тепловыми реле ПАЕ-444 515 426 180 20, 25, 30, 40, 50, 60
ПАЕ-544 615 472 212 50, 60, 80, 100, 120
ПАЕ-644 715 520 230 80. 100, 120, 150
Рнс. XI.3. Общий вид (а) и электрическая схема (S) автоматического выключателя АФВ:
АВ — автоматический воздушный выключатель: PMI-PM2 — максимальные расцепители;
ОП1—ОП2 — обмотки проверки максимального реле; ОК — отключающая катушка;
КПМ — кнопка проверки максимального реле; К — коммутатор; КЛ — клеммник
Крепление прокладываемых кабелей по стволу и горизонтальным выработ-
кам осуществляется на специальных конструкциях-подвесках, а в скважинах
кабели закрепляются иа стальных тросах (рис. XI.5, XI.6).
Выбор кабелей напряжением до 1000 В производится по допустимым дли-
тельным токовым нагрузкам, по потере напряжения и по условию срабатывания
защиты
Токовые нагрузки кабелей принимаются по таблицам Правил устройства
электроустановок и др. справочной литературе.
Потеря напряжения трехфазиой сети определяется по формуле
Д£/% =
V31L cos <р100
RSU„
(XI.15)
где UH — номинальное напряжение сети, В; / — расчетный ток, A; L — длина
кабеля, м; cos <р — коэффициент мощности токоприёмников; R — удельная про-
водимость (меди или алюминия). См/м; S—сечение кабеля, мм2.
Допустимая потеря напряжения не должна превышать 5 %.
713
Рис. XI.4. Общий вид («) II электрическая схема (S) магнитного пускателя ПМВИ:
К ~ контактор с блок-контактами; К — резисторы; Р — разъединитель; С — конденса-
торы; ТТ — трансформатор тока; Л — диоды; Пр — предохранители; КМ — мост вы-
прямительный, РП — реле промежуточное с контактами; РЗ — реле защиты и его кон-
такты; РВ — реле ирсменн и его контакты; Л,. Лэ, Л, — зажимы сетевые; 'БРУ — блоки-
ровочное реле утечки; 1\. Г„ Г, — зажимы моторные; ТС — трансформатор стабилизи-
рующий; Тр — трансформатор напряжения; ЛЗ — лампа сигнальная максимальной за-
щиты (красная); ЛБ — лампа блокировки (БРУ); ПЗ — перемычка уставок БРУ, /71,
П2 — переключатель проверки максимальной защиты; П — переключатель рода работ
Рис. XI.3. Конструкция кронштейнов для закрепления кабелей:
а — силовых н контрольных кабелей в вертикальных стволах (/ — держатель; 2 — скоба;
3 — клипа); б — контрольных кабелей в вертикальном стволе (/ — планка; 2 — кон-
соль; 3 — клнца)
Рис. XI.6. Устройство для закрепления кабелей и троса на поверхности (у скважины):
а — одного кабеля и одного троса, (I — кабель, 2 — стальной трос; 3 — обсадная труба,
4 — планка для закрепления кабеля н троса; S — стойка); б — двух кабелей н двух
тросоо (/ — силовой кабель; 2 — контрольный кабель; 3 — трос 0 11 — 16 мм, 4 — коуш-
5 — обсадная труба 0 5—6 мм; 6 — зажим болтовой; 7 — прооолока стальная оцинко-
ванная 0 2 мм; 8 — брусья деревянные резмером 100 X 175 X 700 мм; 9 — ось коуша
из стели 0 20 мм, I = 450 мм)
При защите кабелей ток устапки автоматов или пускателей связан следу-
ющей двойной зависимостью:
/2
/ц.п+ £/„.раб*'уст < (XI-16)
где /н. п — номинальный пусковой ток наибольшего токоприемника, А;
12/н.раб— сумма номинальных рабочих токов всех остальных токоприем-
ников, А; /уст — ток уставки реле, А; /’ 3 min — минимальный ток двухфаз-
ного к. э., А; Кч — коэффициент чувствительности защиты (принимается не
менее 1,5).
Значение /* зт|п(табл. XI.8) зависит от приведенной длины кабеля и мощ-
ности трансформатора
'прнв = К /.факт* (XI. 17)
716
Таблица XI.8
Расчетные минимальные токи (А) двухфазного к. з. /2 э m!n в зависимости
от приведенной длины кабелей в сетях 380 В, питающихся
от участковых подстанций при одиночных их включениях
денная кабеля. Мощность трансформатора. денная кабеля. Мощность трансформатора. кВ-А
180 240 320 180 240 320
0 6460 8620 16 000 250 1600 1680 1770
10 5980 7850 13 200 260 1550 1620 1705
20 5520 7100 11 000 270 1500 1570 1645
30 5120 6400 9320 280 1450 1520 1590
40 4720 5800 8080 290 1410 1475 1535
50 4400 5280 7000 300 1370 1430 1485
60 4100 4830 6150 310 1335 1390 1440
70 3810 4425 5450 320 1300 1350 1400
80 3560 4050 4850 330 1270 1310 1360
90 3340 3750 4400 340 1240 1275 1320
100 3130 3500 4010 350 1210 1240 1285
ПО 2940 3270 3660 360 1180 1205 1250
120 2750 3070 3350 370 1150 1175 1215
130 2590 2900 3110 380 1125 1145 1180
140 2450 2750 2910 390 1100 1120 1150
150 2330 2610 2740 400 1080 1095 1125
160 2225 2480 2590 410 1060 1075 1100
170 2135 2350 2460 420 1040 1055 1075
180 2055 2230 2350 430 1020 1035 1050
190 1980 2125 2250 440 1000 1015 1030
200 1915 2030 2165 450 980 995 1010
210 1850 1955 2080 460 960 975 990
220 1785 1880 2000 470 940 955 970
230 1720 1810 1920 480 920 935 950
240 1660 1745 1840 490 900 915 930
Таблица XI.9
Коэффициенты приведения К для различных сечений кабелей
Сеченне оспоииоЛ 1 Сеченне основной
жили кабеля, мм* П жилы кабеля, мм*
Сети напряжением 380 —660 В приведены к 50 мм2
4 12,3 50 1,0
6 8,22 70 0,72
10 4,92 95 0,54
16 3,06 120 0,43
25 1,97 150 0,35
35 1,41 185 0,3
Сети напряжением 127 В приведены к 4 мм2
2,5
1.6
1,0
6
10
0,67
0,40
717
Таблица XI.10
Номинальные токи плавких вставок по допустимому току
двухфазного к. э., наименьшему допустимому сечению кабеля
и наибольшему длительно допустимому току нагрузки
Номииель- иый ток плавкой встевкк, А Номинально допустимый ток двух- фазного к. э , Наименьшие допустимые сечения жил (мм*) кабеля Наибольшие длительно допустимые токи нагрузки (А) для кабеля
гибкого шахтного резинового бронирован* алюминие- выми жнлемп гибкого шахтного резинового бронирован- ного с алю- миняевыми жнлемн
380 В
28
37
45
60
80
105
125
155
200
где £фаит — фактическая длина кабеля, м; К — коэффициент приведения
Прн защите сети освещения с лампами накаливания ток уставки реле
/=3/п.ра(!, ' (XI. 18)
где /н. раб — номинальный ток в установившемся режиме, А.
Для защиты предохранителями ответвлений к электродвигателям ток плав-
кой вставки выбирается но формуле
/d> 1,6-т-2,5 ’
(XI.19)
где /н. п — номинальный пусковой ток токоприемника, А; 1,6—2,5 — коэффи-
циент, обеспечивающий перегорание плавкой вставки при пуске электродви-
гателя с к. з. ротором.
Основные условия, которые должны быть выполнены при выборе плавкой
вставки, следующие:
/2
к. 3 mm .
— •> * — ' • где 4—7 — минимальная кратность для обеспече-
ния перегорания плавкой вставки.
Для защиты предохранителями ответвлений с осветительной иа1рузкой ток
плавкой вставки выбирается по рабочему току (табл. XI. 10).
Конструктивные данные и токовые нагрузки кабелей приведены в катало-
гах Информэлектро, правилах устройстн электроустановок и др.
718
§ 237. Защитные заземления
Заземлению подлежат металлические части электротехнических устройств,
нормально ие находящиеся под напряжением, но которые могут, и случае повреж-
дения изоляции, оказаться под ним, как-то: корпусы машин и аппаратов, рамы к
каркасы распределительных устройств, кожухи распределительных ящиков,
трансформаторов и измерительных приборов, арматура кабелей, металлические
оболочки кабелей и т п., а также трубопроводы, нетоковедущие рельсы, сигналь-
ные тросы п др., расположенные в выработках, в которых имеются электрические
установки и проводки.
В подземных выработках шахт должна устраиваться общая сеть заземления,
к которой должны присоединяться все подлежащие заземлению объекты, а также
главные и местные заземлители.
Общая сеть заземления должна осуществляться путем непрерывного электри-
ческого соединения между собой всех оболочек кабелей, независимо от нали-
чия напряжения, с присоединением нх к главным и местным заземлителям.
Прн наличии в шахтах нескольких горизонтов к главным заземлителям
должна присоединиться общая сеть заземления каждого горизонта
Для устройства главных заземлителей в шахтах должны сооружаться искус-
ственные заземлители в зумпфах и водосборниках, а местные заземлители должны
монтироваться в штрековых водоотливных канавках нлн в других пригодных
для этих целен местах.
В шахте должно устраиваться не менее двух главных заземлителей, резер-
вирующих друг друга на время осмотра, чистки нлн ремонта одного из них.
Главный заземлитель устраивается путем укладки двух листов из котель-
ного железа площадью не менее 0,75 м* каждый н толщиной не менее 5 мм.
Дли местных заземлителей в штрековых сточных канавках применяются
стальные полосы площадью не менее 0,6 м2 и толщиной не менее 3 мм.
Все местные заземлители соединяются с главными заземлителями сталь-
ной полосой сечением ие менее 100 мм2 и через металлические оболочки кабелей.
Общее переходное сопротивление сети заземления, измеренное как у наибо-
лее удаленного от главных заземлителей, так н у любых других заземлителей, не
должно превышать значения 2 Ом. Электрическое сопротивление заземляющего
провода между передвижной машиной и местом его присоединении к общей за-
земляющей сети или местному заземлителю ие должно превышать значения I Ом.
§ 238. Нормы освещенности
Освещенностью (табл. XI. И) называется отношение светового потока к пло-
щади той части поверхности, на которую он падает.
За единицу освещенности принят люкс (лк), который определяется как по-
верхностная плотность светового потока в 1 лм, равномерно распределенного па
площади 1 м2:
. 1лм
1ЛК = Т^'
Основные обозначения н формулы.
J — сила света, кд; Ф — световой поток, л.м; Е — освещенность, лк; В —
яркость, кд/м2, о — телесный угол, ср; S — площадь; 5Пр — проекции площади
на плоскость, перпендикулярную направлению яркости.
/ = -£; (XI.20)
= (XI.21)
= (Х1.22)
719
Таблица XI II
Минимальные значения освещенности в подземных выработках
Место работы Плоскость, в которой нормируется освещенность Мнинмаль* нам освещен* иость, лк
Забои подготовительных выработок Горизонтальная на почве 15
Основные откаточные выработки То же 5
Другие основные выработки (венти- ляционные штреки, людские ходки) Восстающие выработки с лестницами для передвижения люден » 2
3
Подземные подстанции и машинные Вертикальная на щитах 150
Склады ВМ Горизонтальная на почве 30
Подземные медицинские пункты То же 100
Опрокиды околоствольных дворов > z 15
Приемные площадки стволов Вертикальная на сиг- нальных табло 20
§ 239. Рудничные светильники
Для освещения подземных выработок электропромышленностью выпуска-
ются рудничные светильники повышенной надежности (рнс. XI 7) с лампами на-
каливания типа РП н взрывобезопасные люминесцентные типа РВЛ.
Рнс. XI.7. Рудничные светильники:
а - РВЛ-20М, РВЛ-40М. РВЛ-80М; б - РП-200; « - РП-100М
720
Техническая характеристика светильников с лампами накаливания
Напряжение, В .................................
Мощность лампы, Вт..............................
Тип лампы ......................................
К. п. д. светильника (световой), %.............
Количество кабельных вводов....................
Диаметр вводного кабеля, мм.....................
Исполнение .....................................
Масса, кг.......................................
Размеры (см. рис. Х1.7), мм.
РП-100М
127
100
НБ-127-100
60
РП-200
127
200
Н Г-127-200
60
12-24
Рудничное повышенной
надежности
298
196
345
230
Техническая характеристика светильников с люминесцентными
лампами РВЛ-80М
РВЛ-40 РВЛ-80 РВЛМ-20М РВЛ-40М
Напряжение, В 220 220 220 220 220
Мощность, Вт 40 80 20 40 80
К. п. д„ % . . 65 65 65 65 65
Тип лампы . . ЛБ, ЛТБ ЛБ, ЛТБ ЛБ, ЛТБ ЛБХ, ЛБР ЛБХ, ЛБР
Световой поток лампы,лм . . Коэффициент мощности . . 2480 4320 980 2480 4320
0,5 0,5 0,5 0,5 0,5
Число кабель- ных вводов 2 2 2 2 2
Максимальный наружный диа- метр подклю- чаемого кабе- ля, мм .... 25 25
Исполнение РВ РВ РВ РВ РВ
Масса, кг . . 20 25 11 20 25
Размеры (см. рис. XI 7), мм. 1495 1795 935 1650 1960 *
Ц 1295 1595 785 1394 1695
В 250 250 255 255 255
Н 265 265 200 200 200
§ 240. Питание подземных осветительных установок
Для питания осветительных установок с лампами накаливания необходимо
применять напряжение 127 В, для люминесцентных светильников допускается
напряжение 220 В
Очистные забои должны освещаться переносными светильниками напряже-
нием 36 В.
Для освещения предупредительных плакатов электровозной откатки допус-
кается использовать сети постоянного тока напряжением 250 В от контактного
провода.
Питание осветительных установок напряжением 127 В осуществляется от
аппаратов бесконтактной коммутации типа ЛК-1, АП-3,5-4 (табл. XI. 12),
АБК-2,5, АБК-4 (табл. XI 13) с встроенными реле утечки, а для питания люми-
несцентных светильников напряженном 220 В и переносных светильников напря-
жением 36 В применяются соответствующие осветительные сухие шахтные транс-
форматоры тина TCUJ-C-2,5, ТСШ-4'0,7 (табл. XI. 14).
721
Таблица XI.12
Технические данные пусковых аппаратов ЛК и АН
Показатели Тип аппарата
AK-I АП-3.5; ЛП-3.5М АП-4
Номинальная мощность. 2,5 3,5 4,5
кВ-Л 380—660 380- 660 380-660
Номинальное напряженно
трансформаторов. В Схема н группа соединения обмоток силового трансфер- 133 133 Д/У-11 У/У-0 133
матора Номинальный ток, А: в первичной цепи 4,14/2,4 3,14/5,14 3,5/6,1
во пторнчной цепи 40,9 15,2 17.4
Ток к. а., А 520
Цепь управления (дистан- ционная) Напряжение цепи управле- 36 Искробезопасная 36 36
ния, В Число контакторов 1 2 2
Число подключаемых сверл 1 2 2
Число вводов под кабель: 0 до 30 мм 4
L 0 до 28 мм 4 4 —-
0 до 18 мм —. 2
Исполнение РВИ-1,1 РВИ-1,1 РВИ-1,6
Масса, кг 122 200 200
Таблица XI 13
Технические данные аппаратов АБК
Показатели Тип аппарата
АБК-2.5 | ЛБК-4
Номинальная мощность, кВ'А: при питании освещения 2,5 4
члектросверла 1.0 3,2
380—6G0 380—660
Номинальное напряжение трансфор- матора, В 1зз— 133
Напряжение цепи управления, В 27 27
Управление Дистанционное
Число вводов: для питающего семижильного ка- ] 1
беля марки ГР111Э с наружным 0 до 45 .мм для отходящего кабеля к токопри- 1 ।
емнику с наружным 0 до 30 мм для подсоединения зажима D3 реле 1 1
утечки^ к дополнительному зазем- лению Заземление Местное н через заземляющую жилу
Исполнение РВ1-1.1 I РВ1-1.1 220
Масса, кг 135
Размеры, мм 930X410X565 760X 600X 830
722
Таблица XI.14
Технические данные осветительных сухих шахтных трансформаторов
Показатели Тип трансформатора
ТСЩ-С-2.5 ТСШ-4/0,7
Номинальная мощность, кВ А Номинальное напряжение, В: 2,5 4
обмотки ВН 660-380 380-660
обмотки НН Номинальный ток, V иа стороне ВН на стороне НН- 127, 36, 24 133-230
2,4-4,14 6,1—3,8
127 В 7 4 17,1
36 В 13^9
24 В 12.5
Число кабельных вводов 3 3
Диаметр отверстия для ввода кабеля, мм 24 26
Исполнение PH РВ
Габариты, мм 355X782X423 475 X 647 X 582
Масса, кг 95 136
От шахтных траисформачоров могут также запитываться осветительные уста-
нбвкн напряжением 127 В.
Установка аппаратов бесконтактной коммутации н шахтных трансформато-
ров предусматривается в специально устраиваемых нишах выработок. Для соеди-
нения и разветвления кабелей применяются шинные коробки типа BUIK-Im,
КШВ-1 и тройниковые муфты типа ТМ-6, ТМ-10М по взрывобезопасном испол-
нении.
§ 241. Аккумуляторные светильники
Для каждого подземного рабочего предусмотрены индивидуальные средства
освещения независимо от наличия сетевого электрического освещения. Для этой
цели применяются ручные (переносные) аккумуляторные светильники
(табл. XI. 15).
Таблица XI.15
Данные аккумуляторных светильников
Показатели Тип светильника
«Кузбасс» СГВ-? СГГ-1К
Исполнение РП ВЗГ PI1
Световой поток, лм 30 22 30
Продолжительность непре- рывного горения при чоке 1 А (рабочей нити лампы накаливания), ч Источник спета — лампа руд- ничная 10 11 Р 3,75-1-1 0,5 11
Источник питания - акку- муляторная батарея ЗШНКП-ЮБ ЗНКГК-НД знкгк-пд
Габариты, мм 170X150X75 283Х 195Х 110 65X149X155
Масса, кг 1.8 3,25 2,1
723
Основные технические данные комплектных трансформаторных подсекций
Тип КТП, мощность транс- форматора, кВ-А Anna
Тип транс- форматора Тип шкафа ввода ВН Тип шкафа НН на стороне
КТП внутренней уста
КТП-400 ТМФ ВВ (1, 2, 3) КБ (1. 2, 3); КБ-5 (а, б); КБ-4 РВ-10/600; ПК-6 (10)
КНТП-400 тез ШВВ-3 ШН-9, ШН-6; ШН-7, ШН-11 ВН-11
КТП-250-630; КТПМ-630 ТМФ ВВ (1, 3, 4) KPI1 (1, 2, 3); КРН (5, 6, 8, 9); КРН-5; КРН-7 РВ-10/400; ПК-6 (10)
КТП-630-1000 тмз ВВ (1, 2, 3) КП (1, 2, 6); КН (4, 5, 17, 19); КН-3 ВНП-17
КНТП-630-1000 ТСЗ; ТМЗ; ТНЗ ШВВ-3 ШП-8; ШН (1, 2, 4, 5); 1UII-10 ВН-11
КНТП-630-1000 ТМЗ, ТНЗ ВВП (1 2) ШП-8; ШН (1, 2, 4, 5); ШН-10 ВН-16; ВНП-17
КТП-У-630-1000 ТМЗ, ТНЗ ШВВ-3 II1H-8; ШН (2. 4 5); ШН-10 ВН-11
КТП-М-1000-1600 ТМЗ; ТНЗ ШВВ-3 1UIIB-2M; ШПВ-ЗМ; ШНЛ-1М, ШНЛ-2М; ШНС-2М ВН-11 ’
КТП-2500 TII3 ШВВ-3 ШНВ-2К; ШНЛ-2К; ШНЛ-ЗК; ШНС-ЗК ВН-11
КТП наружи ой уста
КТП-25; КТП-40 тм - - РВ-10/250; ПК-6 (10)
КТП-63; КТП-100 тсм\ - — РВ-10/250? ПК-6 (10)
724
Таблица XI 16
ратура коммутационная Габариты, мм масса шкафа, кг
| на вводе I в секциони- ровании | НН па отходящих линиях НН шкафов 6—10 кВ шкафов 0.4 кВ
ловки 6-10/0,690 — 0,230 кВ
ЛВМ10СВ БПВ (1,2) с ПН-2 1,2X0,8X2,37 400-600 0,75X0,82X2,14 130-380
А3144В А3134В; A3J24B 1,2X0,9X2,5 0,8Х 1,3X2,2
515 430-600
ЛВ15СВ А3144В; А3134В; 0,7х0,7х0,9 0,38X 0,85X2
130 160—600
АЗ 124В
ЛВМ20СВ ЛВМЮСВ; 1,2X0,83X2,37 0,75X0,82X2,14
АВМ4В, БПВ (4, 6) 400-600 250-850
с ПН-2
ЛВМ20В ABMI0B 1,2X0,9X2,5 0,8; 1,25X1,3X2,2
ЛВМ4В 515 430-800
АВМ20В ЛВМ10В, 1,20X0,82X2,37 0,8; 1.25Х 1,3X2,3
ЛВМ4В 460-500 430-760
АВМ20СВ АВМ10СВ; 1,2X0,86X2,46 0,8; 1,25X1,3X2,27
А3124В 410-600 500-1225
Э25В; Э40В Э16В; Э06В 1,2X0,86X2,46 0,6; 0,8; 1X1,56X2,2
600 700-1400
Э40В Э25В; Э16В 1,20X0,86X2,46 0,8; 1,1X1,56X2,21
600 1000-1800
11 о в к и 6-10'С >,69-0,23 кВ
АЗ 134В А3124В, 1,3X1,15X2,7 Количество отходящих
ПМН-2 360 линий 3+осв.; 3+осв.
Л3134В А3124В, 1,3X1,15X2,7 3 Ьосв.; 3+осв.
ПМН-2 390
725
Тип КТП, мощность транс- форматора, кВ-А Тип транс- форматора Гип шкафа инода D1I Тип шкафа HI) Ann
на стороне HI!
КТП-160; KTJ1-250 JCMA - - РВ-10/250; ПК-6 (10)
КТПН-72-160; КТПН-72-250 ТМ - - РВ-10/400; ПК-6 (10)
КТПН-72-400 тм РВ-10/400
КТПН-72-630 тм — — ПК-6 (10)
КТПН-400 ТМФ ВВН (1, 2) КБН-1 ВНП-17
КТПН-630; КТПН-1000 тмз ВВН (1, 2) КНН (1. 2. 3); КПП (4 и 5) ВНП-17
Для заряда аккумуляторных батарей шахтных головных своильников нри-
меняютси автоматические зарядные станции типа «Заряд» и блок зарядного уст-
ройства типа_БЗУ-65м.
§ 242. Эксплуатация рудничного электрооборудования
Подземная электротехническая служба (ЭГС) рудника состоит нз Следую-
щих участков:
а) подземных стационарных установок; б) высоковольтных сетей и элсктро-
нодстанцнй; в) защитного заземления.
На руднике для эксплуатации электрооборудования составляется следующая
техническая документация общая схема подземного электроснабжения руд-
ника, подземная кабельная сеть, нанесенная иа план горных работ каждого
горизонта; схема электроснабжения участка, нанесенная на план горных работ
участка; инструкции по монтажу’, устройству и проверке электрооборудования;
журналы осмотров и измерений.
§ 243. Электроснабжение поверхностных объектов
Схемы электроснабжения на поверхности должны отвечать следующим тре-
бованиям
Л. Прн нормальном режиме все липин и трансформаторы должны находиться
в работе. Резервные линии и трансформаторы следует предусматривать только
прн условии присоединения к подстанциям электрических установок I категории.
Б. Распределение электроэнергии па промплощадках рудников независимо
от напряжения осуществлять по радиальным схемам (к каждому потребителю
свои линия) или по магистральным (питание нескольких потребителей одной
линией).
В. К одной магистральной линии напряжением 6 — 10 кВ необходимо преду-
сматривать присоединение трансформаторов мощностью 1600—1000 кВ-A в пре-
делах 2—3 и 3 -4 нрн мощности 630—250 кВ-А.
726
Продолжение । а б л. XI 16
ратура коммутационная
масса и икафа, кг
па оводе Н CCKlUIUMlipO- UdHHH 1111 на отходящих линиях НН шкафов б- 10 кН шкафов 0.4 кВ
1 А3141В АЗ 134В; А3124В 1,3X1,5X2,7 390 1,5X2, IX 2,9 550 3+осв.; 3-| ОСО.
1 БПВ-6 с НН-2 БПВ-10 с ПН-2 БПВ (1, 2) БПВ (1, 2) 2,27X3,34X2,67, 5,14 1200-1500 2,27X3,34X2.67; 5,14 1500 - 2000 7-9 4-5
1 1 АВМ10СВ АВМ20СВ БПВ (1. 2, 4) ЛВМЮСВ — 5-6 7-9
Г. На подстанциях, питающих элсктроприемники 1—11 категорий, необходимо
предусматривать установку двух трансформаторов. Оба трансформатора в нормаль-
ном режиме должны находиться в работе. Мощность каждого трансформатора дол-
жна быть рассчитана иа 100-ироцеитиую нагрузку электропрнемпиков I категории.
Д. Питание силовых и осветительных нагрузок объектов поверхности, на
которых разрешено применение системы с заземленной нейтралью, предусматри-
вав от общих трансформаторов.
Е. При питании от транс4х>рматоров, установленных на поверхности подзем-
ных выработок рудников, питание электроосвещения на поверхности предусма-
тривать от отдельных трансформаторов.
Ж Питание трансформаторных подстанций вентиляторных и подъемных уста-
новок рудников должно осуществляться обязательно по двум линиям 6 (10) кВ,
присоединенным к разным секциям РУ-6 (10) кВ ГПП.
Поверхностные подстанции различают в зависимости от назначения и кон-
структивного выполнения. По назначению подстанции подразделяют па ГПП и
цеховые трансформаторные иодстанцин (Til) В зависимости от конструктивного
выполнения подстанции могут быть- открытыми, закрытыми, пристроенными и
встроенными. Предусматривается открытое расположение трансформаторов и
оборудования напряжением 35—НО кВ и закрытое 6—10 кВ. Подстанции, в ос-
новном, строятся по соответствующим типовым проектам. Наиболее целесообразно
применять комплектные трансформаторные подстанции в заводском изготовлении.
Основные технические данные комплектных трансформаторных подстанций
приведены в табл. XI 16, а высоковольтных распределительных устройств и низ-
ковольтных щитов — в табл. XI 17, 18
Трансформаторы. Номинальные мощности трехфазных трансформаторов,
кВ А: 10, 16, 25, 63, 100, 250, 400, 630, 1000, 1600, 2500, 4000, 6300, 10 000,
16 000, 25000, 32 000, 40 000 и т. д.
Распределение трансформаторов но габаршам.
1. До 35 кВ - 25-100 кВ-А;
II До 35 кВ - 160-630 кВ А;
III. До 35 кВ - 1000-6300 кВ А;
IV. 35 кВ - 10 000-80 000 кВ А; НО кВ — 25000 -80 000 кВ А;
V. 110 кВ — 125 000 - 200 000 кВ - А;
727
Комплектные распределительные устройства 6—10 кВ
Серии шкафов U. кВ /. А шии/шкафов Тип выключателя тил привода
Выкатного нсполне ння внутренней ;
КРУ2-10 6- 10 630; 1000; 1600 ВЭМ-10Э, ВМПП-10 ВМП-10К; ВМП-10П
1000—2750 ПЭ-11; ППМ-10
КРУ2-10Э-2750 6; 10 2000; 2750 2750 ВМП-10Э/3000 ПЭВ-12
к-хп 6, 10 630; 1000 ВНВ-10; ВМПП-10 ВМП-10К; ВМП-10П
2000 ПЭ-11, ПП-67
K-XV 10 2000; 2750 2750 ВМП-ЮЭ/3000 ПЭВ-12
К-Х (K-XXV) 6 2000 ВЭМ-6/ПЭ-22
K-XXI 6 2000 ВЭМ-6/ПЭ-22
КР-10/500 6, 10 630-3200 1000-3200 ВМПЭ-10 ПЭВ-11А
Таблица XI.17
Размеры шкафа, м (ширина х глубина х Число и сечение силовых кабелей, мы3
масса шкафа (кг) отходящей линии
остановки
0,9Х 1.66X2,4 1200 5 (3X240)
1,35X 1,66X2,4 1770 -
0,9X1,6X2,4 900 4 (3X240)
1,35X 1.65X2,87 600 -
0,9X1,615X3,11 1400 4 (3X240)
0,9X1,615X3,11 1400 4 (3X240)
0,9 или 1,35X2,75X1,6 1200 4 (3X240)
K-XXV1 6; 10 630; 1000; 1600 ВМПЭ-10 0,9Х 1,7X2,4 4 (3X240)
1000; 2000 ПЭВ-11А 1000
K-XXV11 6; 10 2000; 2750 ВМПЭ-10 ПЭВ-12А 1,35X1,7X2,8 1700 -
КР-Ю-ДЭ 6; 10 3500/5000 МГГ-10-63К ПЭ-21 А 1,5X2,6X4,1 5500 -
КРУ2-10Э/Э 6; 10 630; 1000 1000 ВЭМ-ЮЭ ПЭГ-6 0,9X1,66X2,35 1300 4 (3X240)
K-XX1V 6 2000; 3200 ВЭМ-6 1.35Х 1,6X3,1
3200 ПЭ-22 2800
Стаци онариого и споли е н и я внутренне! i установки
KCO-366 6; 10 200; 400 ВНП-16 н 17 1X1X2 2 (Зх 185)
600 ПР-17; ПРА-17 290
KCO-272 6; 10 400; 630; 1000 ВМГ-10; ВЭМ-ЮЭ IX 1,2X2,9 3 (ЗХ 185)
1000 ПЭ-11, ПП-67 700
С т а ц и о н а р и о г о нспол пения наружной установки
KPH-10V1 KPH-111 6; 10 6; 10 До 630 400; 630 630 ВМГ-10 ПП-67 ВМГ-10 ПП-67 1X1,16X3 800 1X1,47X2.8 1100 Воздуши. вывод Воздуши. вывод
g
ё
Серии шкафов U. кВ /, А шии/шкафов
Вы кат и ого исполие
КУ-VI-V 6; )0 630;j000
K-IX 6; 10 1400
к-хш 6; 10 1000; 1500; 2000
K-X1V 35 630; 1000
к-зз 10 2500, 3000 3000
К-34;_К-38 6; 10 400; 630 630
К-35 6; 10 -
К-37; К-39 6; 10 630; 1000; 1600
1000—3200
Продол жение табл XI. 17
Тип выключателя
тип привода
Размеры шкафа, м
(ширина х глубина х
_______X высота)_____
масса шкафа (кг)
отходящей линии
силовых
кабелей, мм*
ния наружной установки
ВМПП (Э)-10; ВМП-10К
ПП-67; ПЭ-11
ВМПП (Э)-10; ВМП-10К
ПП-67; ПЭ-11
ВМП-10К; ВМП-10П
ПП-67; ПЭ-11
ВМП-35П
встр. пружин.
ВМП-10Э (3600)
ПЭВ-12
ВММ-10
встр. пружин.
ВМП-10П
ПЭ-11
ВМПП-10 и ВМПЭ-10
встр. пружин.
1X1.8X2.45
1460
IX 1.8X2,45
09X2,4X1,6
1,6X2,9x2,9
2300
1,35X1,6X2,4
1700
0,75X1,4X1,6
0,9X2,4X1,6
950
0,9X1,6X2,4
1400
3 (3X240)
4 (3 X 240)
—«о
2 (3 X 240)
4 (3X 240)
Таблица XI.18
Технические данные панелей распределительных щитов ЩО70
Тип щита Защитные аппараты ПЖК“' 1 автоматы Номинальные токи нрисосдниениП, А Ширина панели. аппаратурой. Примечание
Панели л в в е в в ы е
ЩО70-1 ПН2 2х 100--2Х250 800
ЩО70-2 ПН2 — 4X250 800
ЩО70-3 ПН2 — 2X 250 - 2X 400 800
ЩО70-4 ПН2 1X600 800
ЩО70-5 — АЗ 120 6X100 800
ЩО70-6 — АЗ 130 4X200 800
ЩО70-7 АЗ 140 2X600 800
ЩО70-13 — ЛВМ 4 1X400 800
ЩО70-14 — ЛВМ 10 П а н е л 1X1000 и вводные (ввод 800 ш инам и)
ЩО70-17 ПН2 600 800
ЩО70-18 — 1000 800
ЩО70-24 — АВМ 10 1000 800
ЩО70-25 АВМ 15 1500 800
Щ070-40 300
ЩО70-39 — Павел в вводные (ввод 300 кабелем)
ЩО70-15 I ПН2 I 600 । I 800 I
ЩО70-16 - 1000 I 800
Щ070-20 - АВМ 10 1000 800
ЩО70-21 | 1 АВМ 15 1 I 1500 1 1 а и е л и с е к ц в о в в 800 | ы е
Щ070-30 I - 1 - 1 I 600 I 300 I
ЩО70-31 - - 1000 300
1ЦО70-35 | 1 АВМ 10 | 1000 | 1 800 1
132
138
145
129
130
139
128
149
179
138
126
200
272
32
52
156
151
193
246
45
50
181
Глубина панелей —
600 мм, высота — 2200 мм
Трансформаторы 150, 220 н 330 кВ независимо от мощности;
VI. Трансформаторы 400, 500 н 750 кВ независимо от мощности.
Силовые сети на промплощадках рудников рекомендуется проектировать
кабельными. Воздушные лнннн напряжением до 1000 В следует предусматривать
только для питания небольших электроустановок н объектов, удаленных от пром-
площадок.
Сети на поверхности рудников должны выполняться кабелями с алюминие-
выми жилами в алюминиевой, свинцовой или поливинилхлоридной оболочке.
Трасса кабельных лнннй выбирается с учетом наименьшего расхода кабелей
и наиболее дешевого обеспечения их защиты от механических повреждений, кор-
розии, вибрации, перегрева и от повреждения прн возникновении электрической
дуги в соседнем кабеле.
Способ прокладки кабелей выбирается в зависимости от их количества, ус-
ловий трассы, от степени загрязненности грунта; требований эксплуатации, эко-
номических факторов н т. д. В зависимости от этих условий кабели проклады-
ваются в траншеях, каналах, туннелях. Поток до 6 кабелей (в районах вечной мерз-
лоты не более четырех) прокладываются в земляных траншеях; от 6 до 20 — в ка-
налах; более 20 — в туннелях.
Кабельные линии для потребителей I категории, идущие от разных источни-
ков, прокладываются по отдельным трассам. Глубина прокладки кабелей от пла-
нировочной поверхности земли при напряжении до 35 кВ должна быть 0,7 м.
ГЛАВА 2
ЭЛЕКТРОПРИВОД
§ 244. Законы динамики
Основное уравнение движения устанавливает связь между движущими
силами и силами сопротивления движению:
прн поступательном движении
F = Fc + Fa= Fc+m~; (XI.23)
при вращательном движении
М = Me - мя = Мс -i-Z^,
(XI.24)
где F и М — соответственно намагничивающая сила (Н) и вращающий момент
(Н• *01 Г» и Мо — соответственно сила (Н) и момент статического сопротивления
движению (Н-м); Гд и Л1Д — сила (Н) и момент динамического сопротивления
(кг • с^/м \
-------1 и приведенный момент
. dV d(o . . ,
инерции (кг-м3); и --------линейное ускорение (м/сг) и угловое ускорение
(рад/с3). Момент инерции вращающихся частей определяется по формуле
GD3
4g '
где GD3 — маховой момент, величина GD3 приводится в каталогах; g =
= 9,81 м/с3 — ускорение свободного падения.
Динамический момент сопротивления движению
_GP2do> _ GD3 2л dn
Мд 4 dt ~ 4g 60 dt’
где п — частота вращения, мни-1.
(XI.25)
(XI.26)
732
Если машина или механизм состоит из нескольких вращающихся частей,
связанных между собой передачами, то возникает необходимость приведения
статических моментов от одного вала к другому.
Приведение статического момента >V(C1, действующего иа валу, вращающемся
со скоростью IV'i, к валу, вращающемуся со скоростью IF0, осуществляется по
формуле
IF. 1 1
М',=М - М —Нм, (XI.27)
C1 >li С1 П1'1
IFO
где <1 = ------передаточное отношение редуктора; rji — к. п. д. передачи.
§ 245. Электрические машины
Для всех общепромышленных механизмов продолжительного режима ра-
боты, а также для рудничных подъемных машин находят широкое применение
электродвигатели нормального исполнения, а для рудников, опасных по газу н
пыли, взрывобезопасные электродвигатели.
Наиболее распространенными напряжениями двигателей переменного тока
являются 127/220, 220/380, 500, 3000, 6000, 10 000 В, внедряется напряжение
660 В, а двигателей постоянного тока — 220 и 440 В.
Подавляющее число двигателей выполняется с горизонтальным расположе-
нием вала и креплением иа лапах.
При выборе двигателя необходимо учитывать особенности его конструкции,
а именно, способ крепления, соединение с механизмом и т. п.
Важной задачей при выборе двигателя является определение технических
условий, в которых будет работать электропривод.
Во многих случаях окружающая среда, в которой работает двигатель, со-
держит большое количество пыли, влаги, газов, паров химических веществ,
взрывоопасные смеси.
Наличие значительного количества пыли в окружающей среде приводит к бы-
строму загрязнению обмоток и ухудшению условий теплоотдачи.
Влага, газы, пары кислот вызывают ухудшение изолирующих свойств ма-
териалов обмоток двигателей. Поэтому двигатели должны быть выбраны со спе-
циальной изоляцией. Например, прн высоких температуре и влажности среды
выбирается тропическая изоляция; в помещениях с высокой температурой —
кремиеорганпческая изоляция и т д.
В тех случаях, когда окружающая среда содержит взрывоопасные смеси,
конструкция двигателя должна быть такой, чтобы возникшая внутри искра ие
могла вызвать взрыва в производственном помещении.
В соответствии с рассмотренными требованиями двигатели изготовляются
открытого, защищенного, закрытого и взрывобезопасного исполнения.
Открытым двигателем называется такой, конструкция которого не имеет
каких-либо специальных защитных приспособлений.
Защищенные двигатели делятся иа три категории:
1. Защищенные от случайного соприкосновения с токоведущнми частями
и от попадания посторонних тел внутрь двигателя.
2. Защищенные от попадания капель сверху.
3. Защищенные от дождя и брызг.
Закрытые машины также делятся на три категории:
1. Закрытые иевентнлируемые.
2. Закрытые с независимой вентиляцией и с самовентиляцней.
3. Герметически закрытые, имеющие плотно закрытый корпус со специаль-
ными уплотнениями, не пропускающими внутрь двигателя влаги в течение 4 ч
при полном погружении в воду.
Взрывобезопасные двигатели снабжаются специальным кожухом, который
может без повреждения противостоять взрыву газа внутри двигателя и ие пере-
дает пламени взрыва в окружающую его взрывоопасную среду (взрывонепроии-
цаемое исполнение).
Выпускаются также взрывобезопасные двигатели, продуваемые воздухом
под избыточным давлением
733
Таблица XI 19
Технические данные электродвигателей, применяемых для шахтных
подъемных машин и лебедок
Тип электро- двигателя иость, кВт Напря- жение, В КПД. % COS <р Данные ротора Масса,
жепне, ток, А махоноП даН - м’
МА36-31/6Ф 30 380 975 88 0,82 2,8 140 132 7 610
МА36-31/8Ф 22 660 720 85,5 0,74 2,8 107 125 8,61
МА36-32/6Ф 40 380 975 88,8 0,83 2,8 173 143 7,5
МА36-32/8Ф 30 380 620 88,3 0,76 2,8 137 132 8,9 680
МА36-41/6Ф 55 660 980 90,5 0,80 2,5 370 90 15,9
МА36-41/8Ф 40 380 730 90,0 0,78 2,3 250 95 15 930
МА36-42/6Ф 75 660 980 91,0 0,81 2,5 500 90 19,13
МА36-42/8Ф 55 380 730 90,5 0,79 2,3 320 105 18,04 107
МА36-51/6Ф 100 660 985 91,0 0,85 2,5 570 105 36
МА36-51/8Ф 75 380 735 91,0 0,83 2,5 525 85 40,25 1420
МА36-52/6Ф 125 380 985 91,5 0,86 2,5 655 115 40,6
МА36-52/8Ф 100 660 736 91,5 0,84 2,5 630 95 45,65 1580
МА36-61/6Ф 160 380 985 92,0 0,88 3,0 • 575 165 106,5
МА36-61/8Ф 125 660 740 92,0 0,84 3,0 440 170 140,2 2300
МА36-62/6Ф 200 380 985 92,5 0,89 3,0 715 165 122,8 2500
МА36-62/8Ф 160 660 740 92,5 0,85 3,0 500 190 158,5
МА36-71/6Ф 250 660 990 93,0 0,89 3,0 1000 150 238
МА36-71/8Ф 200 660 740 92,5 0,86 3,0 1000 120 309 3440
МА36-72/6Ф 320 660 990 93,5 0,89 3.0 1170 160 271
МА36-72/8Ф 250 660 740 93,0 0,87 3,0 1200 120 365.2 3665
Таблица XI 20
Технические данные электродвигателей единой серии АК, напряжением 6000 В
Тип электродвигателя КОСТЬ, кВт При номинальной нагрузке COS<P Л1и Данные ротора Масса.
частота враще- статора. кпд. % жеиие, В ток, А маховой момент. даН-м’
А К12-32-4 400 1480 46 92,5 0,9 2,3 545 460 100 2750
AKI2-41-4 500 1485 57 93,0 0,9 0,91 2,7 695 490 120 2890
АК12-52-4 630 1485 71 93,5 2,7 855 450 140 3340
АК13-46-4 800 1485 89,5 94,0 0,91 2,4 850 575 230 4130
АК13-59-4 1000 1485 112 94,0 0,91 2,8 1095 555 270 4840
А К12-35-6 250 980 30,0 91,0 0,88 2,2 455 345 150 2580
АК 12-39-6 320 985 37,5 91,5 0,88 0,89 2,3 560 355 160 2760
АК12-49-6 400 985 46,5 92,0 2,2 665 275 190 3080
АК 13-37-6 500 985 58,5 73,0 92,5 0,885 1,9 610 515 270 3520
АК 13-46-6 630 985 93,0 0,89 1,9 730 540 330 3860
ЛК13-59-6 800 990 91,0 93,5 0,9 2,1 940 525 380 4570
АК12-35-8 200 735 26,0 90,0 0,81 2,3 420 300 •150 2550
AKI2-42-8 250 740 31,0 ' 91,0 0,84 2,1 485 320 160 2810
АК 12-52-8 320 740 39,0 91,5 0,85 2,1 595 335 190 3180
АК13-42-8 400 740 48,0 92,0 0,86 2,0 600 415 330 3650
АК13-52-8 500 740 59,5 92,0 0,87 2,0 705 440 380 4100
АК13-62-8 630 740 74,5 93,0 0,87 2,0 865 445 430 4780
АК12-42-10 200 590 27,5 90,0 0,78 2,4 475 260 200 2730
AKI2-52-10 250 590 32 90,5 0,83 2.3 560 280 240 3070
AK12-42-I0 320 590 40 91,0 0,84 0,85 1,9 515 390 360 3660
AK13-52-I0 400 590 49 91,5 1,8 615 410 420 4050
АК13-62-10 500 590 61 92,0 0,85 1,9 750 410 480 4510
АК12-42-12 200 490 27 89,5 0,79 2,2 455 265 360 3610
АК13-52-12 250 495 33 90,0 0.79 2,1 - 525 295 420 4000'
АК13-62-12 320 495 41,5 90,5 0,8 2,0 620 320 480 4480
Таблица XI.21
Технические данные асинхронных электродвигателей единой сериии АК в защищенном исполнений
Тип электро- двигателя жен не, В При номинальной нагрузке cost /Ин Л1н Данные ротора Масса.
частота враще- ток статора, кпд, женне, В ток, А маховой момент, даН-м'
АК101-6М 220/380 100 970 332/192 90,6 0,875 2,05 249 260 19 990
АКЮ2-6М 220/380 125 970 412/238 91,9 0,87 2,35 318 242 22 1080
АКЮЗ-6М 380 160 970 304 91,8 0,875 2,0 369 279 27 1210
АКЮ4-6М 380 200 975 367 93,1 0,89 2,35 498 248 32 1390
АКИЗ-6М 380 250 975 445 93,5 0,915 2,0 441 349 71 1810
АКП4-6М 380 320 980 560 94,4 0,92 2,2 550 354 86 2080
АКЮ1-6М 500 100 970 146 90.6 0,875 2,05 252 253 19 990
АКЮ2-6М 500 125 970 181 91,9 0,87 2,35 311 253 22 1080
АКЮЗ-6М 500 160 970 231 91,8 0,875 2,0 378 267 27 1210
АК104-6М 500 200 975 279 93,1 0,89 2,35 490 253 32 1390
АКНЗ-6М 500 250 975 338 93,5 0,915 2,0 436 354 71 1810
АКП4-6М 500 320 980 440 94,4 0,92 2,2 580 338 86 2080
ЛК103-6М 3000 100 975 25,0 89,6 0,86 2,35 306 211 27 1190
АКЮ4-6М 3000 125 975 30,9 90,5 0,86 2,5 393 203 32 1350
АКП2-6М 3000 160 975 39,1 90,5 0,87 2,15 328 312 61 1575
АКНЗ-6М 3000 200 975 47,8 91,5 0,88 2,15 393 . 321 71 1810
АКП4-6М 3000 250 980 58,5 92,5 0,89 2,15 470 333 36 2080
АКП4-6М 6000 200 985 24,5 90,5 0,87 2,4 490 260 86 2055
АКЮ1-8М 220/380 75 735 262/151,5 80,5 0,84 1,9 196 255 23 960
AK102S.4
□ АК103-8М
’ АКЮ4-8М
> АКИЗ-8М
АКИ4-8М
| АКЮ1-8М
j АКЮ2-8М
“ ЛКЮЗ-8М
h АКЮ4-8М
? АКПЗ-8М
АКП4-8М
АКИ2-8М
AK113-8M
АКИ4-8М
АКЮ1-10М
АКЮ2-10М
AK103-10M
АКИ2-10М
АКИЗ-10М
АКИ4-10М
АКЮ1-10М
АКЮ2-10М
AK103-10M
АКИ2-10М
АКПЗ-10М
AKH4-10M
м АКИ2-10М
“ АКИ4-10М
I
220/M
220/380
380
380
380
500
500
500
500
500
500
3000
3000
3000
220/380
220/380
220/380
220/380
380
380
500
500
500
500
500
500
3000
3000
735
735
735
730
730
735
735
735
735
730
730
730
730
730
570
570
570
590
590
590
570
570
570
590
590
590
585
585
100
125
160
200
250
75
100
125
160
200
250
125
160
200
55
75
100
125
160
200
55
75
100
125
160
200
125
160
345/200
423/245
313
380
467
115
152
187
237
288,5
355
32,1
40,0
49,0
209/120
270/156
360/208
442/255
322
389
90,9
119
158
194
245
296
32,9
41,6
90,4
91,0
91,9
93,0
93 5
89,5
90,4
91,0
91,0
93,0
93,5
94,0
90,9
91,8
88,5
89,0
90,2
92,2
92,7
93,1
88,5
89,0
90,2
92,2
92,7
93,1
90,2
91,0
0,84
0,85
0,85
0,86
0,87
0,84
0,84
0,85
0,85
0,86
0,87
0,83
0,85
0,86
0,79
0,82
0,81
0,81
0,815
0,84
0,79
0,82
0,81
0,81
0,815
0,84
0,81
0,815
1,9
1,85
2,0
1,9
2,0
1.9
1,9
1,85
2,0
1,9
2,0
2,3
2,1
2,1
1,7
1,85
2,0
1,9
1,9
1.7
1,8
1,85
2,0
1,9
1,9
2,1
2,2
246
302
383
398
498
199
248
303
386
403
503
323
357
436
127,5
153
218
290
361
434
122,5
155
214
285
353
433
338
421
27
32
39
84
103
23
27
32
39
84
103
77
84
103
27
32
44
72
85
104
27
32
44
72
85
104
85
104
264
262
261
314
311
252
262
261
258
310
308
254
289
294
286
320
294
270
276
287
297
316
299
274
282
287
236
241
1075
1190
1365
1770
2030
960
1075
1190
1365
1770
2030
1620
1750
1990
965
1080
1220
1570
1770
2010
965
1080
1220
1570
1770
2010
1740
1990
eg Таблица XI.22
Технические данные асинхронных электродвигателей основного исполнения. Защищенные
Тип электро- двигателя нх; При номинальной нагрузке cosop мп мн ми Маховой момент ротора. даН- м* Масса,
враще- ток статора (А) прн напряжении КПД, %
220 В 380 в 500 в
А2-61-2 17 2900 57,5 33,2 25,2 88,0 0,88 1,2 2,2 0,25 125
А2-62-2 22 2900 73,5 42,5 32,3 89,0 0,88 1,1 2,2 0,28 142
Л2-71-2 30 2900 97,2 56,2 42,8 90,0 0,90 1,1 2,2 0,38 162
А2-72-2 40 2900 129 74,5 56,7 90,5 0,90 1,0 2,2 0,47 198
А2-81-2 55 2900 177 102 77,7 91,0 0,90 1,0 2,2 0,88 283
А2-82-2 75 2900 214 124 94,5 92,0 0,90 1,0 2,2 1.1 328
А2-91-2 100 2920 311 180 137 93,0 0,90 1,0 2,2 2.0 430
А2-92-2 125 2920 387 224 171 94,0 , 0,90 1,0 2,2 2,4 490
А2-61-4 13 1450 43,8 25,3 19;з 88,5 0,88 1,3 2,0 0,4 125
А2-62-4 17 1450 56,5 32,7 24,9 89,5 0,88 1,3 2.0 0,5 142
А2-71-4 22 1455 72,7 42,0 32,0 90,0 0,88 1,2 2,0 0,7 162
А2-72-4 30 1455 99,0 57,3 43,7 90,5 0,88 1,2 2,0 0,96 198
А2-81-4 40 1560 130 75,0 57,0 91,0 0,89 1.1 2,0 1,5 283
* Л2-82-4
А2-91-4
А2-92-4
А2-61-6
А2-62-6
А2-71-6
А2-72-6
А2-81-6
А2-82-6
А2-91-6
А2-92-6
А2-61-8
А2-62-8
А2-71-8
А2-72-8
А2-81-8
А2-82-8
А2-91-8
А2-92-8
75
100
10
13
17
22
30
40
55
75
7,5
10
13
17
22
30
40
55
1460
1470
1470
965
965
965
965
970
970
980
980
725
725
725
725
725
725
730
730
176
237
313
35,0
45,0
57,5
74,3
99,3
130
176
238
29,7
38,2
47,5
61,5
79,3
104
137
180
102
137
181
20,3
26,1
33,2
43,0
57,5
75,0
102
138
17,2
22,1
27,5
35,6
45,8
60,2
79,3
104
77,7
104
137
15,5
19,9
25,3
32,7
43,8
57,0
77,5
105
13,1
16,8
20,9
26,9
34,8
45,8
60,3
79,0
92,0
93,0
93,5
87,0
88,0
89,0
89,5
90,0
91,0
92,0
92,5
85,0
87,0
87,5
88,5
89,0
90,0
91,5
92.0
Все типы электродвигателей имеют: MufMH =1 и 1ПД
0,89
0,89
0,90
0,86
0,86
0,87
0,87
0,88
0,89
0,89
0,89
0,78
0,79
0,82
0,82
0,82
0,84
0,84
0.87
2,0
2,0
2,0
2,0
3,5
4,3
0,7
0,9
1,3
1.6
2,7
3,5
6,2
8,4
0,7
0,9
1,3
1,6
2,7
3,5
6,2
8.4
328
430
490
125
142
162
198
283
328
430
490
125
142
162
198
283
328
430
490
Для сухих помещений без пыли рекомендуется применять открытые электро-
двигатели, в пыльных помещениях — закрытые, на открытом воздухе — закры-
тые, защищенные от дождя и брызг, и помещениях с высокой температурой —
закрытые в тропическом исполнении, а в помещениях, в которых могут образо-
вываться взрывоопасные смеси, — взрывобезопасные электродвигатели.
Наиболее часто применяемые серии и типы электродвигателей переменного тока
для привода механизмов:
а) шахтных подъемных машин — ДЛЗО, АТ, АК, АКН, АТК, МАРП;
б) поршневых иасосов, компрессоров и вентиляторов — А, АО, АК, АС,
АОС, АТД, АН, АКН,
в) конвейеров и транспортеров — Л, АО, АК, АОК, АС, АОС, АП.
Технические данные некоторых электродвигателей указаны в табл. XI.19—
XI.22. Конструктивные и технические данные электродвигателей приведены
в каталогах Информэлектро.
§ 246. Механические характеристики электродвигателя
Паспортные данные двигателя мощность, частота вращения, напряжение,
ток и Другие величины называются номинальными. Номинальный момент (Нм)
в паспорте не указывается и определяется по формуле
/Иц = 9,55 , (XI.28)
где Ри — номинальная мощность, кВт; пи — частота вращения, мин-1.
Каждый электродвигатель способен развивать вращающий момент больше
номинального.
Отношение максимального момента /Итах к номинальному Ми называется
перегрузочной способностью по моменту
Общее выражение механической характеристики двигателя постоянного тока
независимо от способа возбуждении можно получить, если воспользоваться
уравнением равновесия напряжения для цепи якоря
U= Е+ l„R„. (XI 30)
Это уравнение показывает, что приложенное напряжение U уравновеши-
вается э. д. с. Е, индуктированной в якоре прн его вращении, и падением напря-
жения в цепи якоря, равным произведению тока в цепи якоря /я на суммарное
сопротивление /?я цепи якоря.
Идуктированиая в цепи э. д. с.'
Е=СяФ<о, (XI.31)
где Ф — магнитный поток, Вб; <о — угловая скорость двигателя, рад/с; Ся=
= — безразмерный коэффициент, определяемый конструктивными пара-
метрами двигателя.
Электромагнитный вращающий момент (Н м) двигателя пропорционален маг-
нитному потоку и току якоря:
М = СяФ/„. (XI 32)
Урависиие механической характеристики двигателя параллельного возбуж-
дения
со = - М рад/с, (XI .33)
где Кд.м= СДФ, г„ — сопротивление якоря.
740
(XI 34)
co =
Уравнение механической характеристики двигателя последовательного
возбуждения:
--------—. рад/с,
У kM li
где rBn — внутреннее сопротивление якоря; К = СлСф.
Уравнение механической характеристики двигателя смешанного возбужде*
ння:
_ U
co„
pa д/с,
(XI.35)
где Фцар — магнитный поток параллельной обмотки возбуждения.
Механические характеристики асинхронных электродвигателей. Значения
критического момента и скольжения определяются из формул:
ЗУ? <ь
2(оо (Ас 4-Ар)
(XI.36)
(XI.37)
где ис.ф — фазное напряжение обмотки статора; Хс — реактивное сопротивле-
ние фазы статора; активное и реактивное сопротивления фазы ротора
(приведенные) к статору; SH — скольжение в долях или процентах.
(XI.38)
(XI.39)
§ 247. Расчет мощности электродвигателей
Подъемные и транспортные механизмы. Мощность двигателя подъема, кВт:
р _____ (Gq + Спол — Ggp) ИО3
гяод- 102т1
где Go, Спол, ОПр— .масса клетн, полезного груза, противовеса, т; V — скорость
подъема, м/с; т) — к. п. д. механизма (обычно 0,75—0,8).
Конвейеры, транспортеры (Р, кВт)
р FV
102т) ’
где F — тяговое усилие, Н, V — скорость, м/с; т) — к. п. д. механизма и редук-
тора.
Вентиляторы, насосы, компрессоры.
Расчетная мощность (кВт) вычисляется по следующим формулам.
р QHC .
Рвввт-1ё2^’
• _ у(?Я10-3 .
Р,,ас- 102т)Т)а ’
Q
(XI.40)
(XI.41)
(XI.42)
Ркомпр- ]02t)t)n
где Q — производительность, мэ/с; //с — для вентиляторов — суммарный на-
пор, Нм2; Я — для насосов, высота напора, равная сумме высот всасывания и
нагнетания, м; у — плотность жидкости, т/м3, Л — к. п. д. вентилятора, иасоса
или компрессора, указываемый в каталогах (примерно 0,4—0,9); Лп — к. п. д.
передачи между двигателем и механизмом для компрессоров — Л„, Аа — соответ-
ственно изотермическая и адиабатическая работа сжатия 1 м3 атмосферного воз-
духа до давления plt Дж, рг — конечное избыточное давление сжатия (требуемый
параметр), МПа.
741
Таблица XI 23
Физические величины сжатого воздуха в зависимости от давления
Pi. МПа 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5
Ан, Дж Аа, Дж 39 730 42 200 67 690 75 500 107 900 126 500 136 300 167 800 157 900 201 100
Pi, МПа 0,6 0,7 0,8 0,9 1,0
Ан, Дж Аа, Дж 175 600 230 500 J9I 300 256 000 204 000 280 600 216 000 301 200 225 500 320 800
Величины Аи, Аа и р, приведены в табл. XI 23.
Мощность подбираемого электродвигателя должна содержать запас по сравне-
нию с расчетными величинами не менее 5—10 %.
ГЛАВА 3
АВТОМАТИЗАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВЕННЫХ ПРОЦЕССОВ
§ 248. Задачи автоматизации
Автоматизация производственных процессов позволяет резко увеличить про-
изводительность, улучшить условия труда, снизить трудоемкость работ и является
главным направлением технического прогресса в промышленности СССР.
Автоматизация отдельных машин и операций завершается автоматизацией
производственного процесса, рудника в целом.
В зависимости от особенностей производственного процесса на рудниках
применяют те или иные виды автоматических устройств
В установках, в которых не требуется изменения режима в процессе работы,
автоматизация в основном заключается в управлении оборудованием, защите от
ненормальных и аварийных режимов, контроле н сигнализации о работе устано-
вок, а также автоматической блокировке работы оборудования. Такими в на-
стоящее время являются водоотливные установки, погрузочно-перегрузочные
пункты, конвейерные установки н др.
В тех установках, в которых требуется изменять режим работы по определен-
ному закону, автоматизация включает в себя и автоматическое регулирование
(например, рудничный подъем, вентиляторные установки н т. д.).
§ 249. Автоматизация подъемных установок
Подъемные установки рудников являются наиболее ответственными и слож-
ными звеньями в цепи выдачи полезных ископаемых на поверхность. Все они
оборудуются приводом па постоянном или переменном токе и могут работать в ре-
жимах ручного, дистанционного, полуавтоматического или автоматического уп-
равления.
Для автоматического управления подъемными машинами применяется ап-
парат задания и контроля хода АЗК-I (табл. XI 24), выполняющий следующие
функции: осуществление необходимых переключений в схеме автоматического
742
Технические данные аппарата АЗК-1
№ ПЛ1. Шифр изделия Наименование изделия Назначение
1 шги-1 Шкаф с приводом Для управления подъемной маши- ной и контроля ее работы
2 БПМ-1 Блок программирования прн разъездах на макси- мальной скорости Для выдачи программы изменения скорости хода подъемной машины в функции пути
3 БПП-1 Блок программирования при разъездах на пони- женной скорости Для выдачи программы изменения скорости хода подъемной машины в функции пути
4 РКВ-1 Реле контроля вращения Для контроля целостности кинема- тических цепей, передающих вра- щение от подъемной машины к блоку сельсин-датчиков , -
5 ЭОС-2 Электрический ограничи- тель скорости Для защиты от превышения факти- ческой скорости над заданной
6 1 С-0,75 Стабилизатор напряжения
-ч Примечание. В комплект поставки аппарата ЛЗК-1 входит: I. ШПЛ-1 — 1
6 4. РКВ-1 — 2 шт.; 5. ЭОС-2 — 1 шт.; 6. Стабилизатор напряжения С-0,75 — 1 шт.
Таблица Xl-2$
Техническая характеристика
Исполнение Габариты, мм Масса,
Защищенное 1180Х 900Х 1700 670
825 X 530 X 670 215
» 825X 530X 670 215-
» 360X 290X145 10
875X615X290 55
300X 242 x 216 32
шт.; 2. БПМ-1 — 1£шт.; 3. БПП-1 — I шт;
управления вследствие подачи импульсов в функции пути; обеспечение измсрё-
пин пути с помощью электрических указателей путем преобразования углового
перемещения вала барабана подъемной машины в напряжение, осуществление
контроля фактической скорости в течение всею цикла подъема, корректировку
элементов аппарата в соответствии с положением подъемных сосудов в стволе
рудника при проскальзывании или переползании канатов относительно ведущего
шкива миогоканатных подъемных машин или при перестановке барабанов двух-
барабаиных подъемных машин; компенсацию ошибки при вытяжке каната или
износа футеровки; защиту от переподъема. Угловые перемещения вала подъемной
машины аппаратом АЗК-1 преобразуются в необходимые электрические сигналы
управления.
Выдача управляющих импульсов в функции п>ти осуществляете и с помощью
рычажно-шарнирной системы, воздействующей на выключатели.
§ 250. Автоматизация водоотливных установок
Для автоматизации водоотливных установок применяется аппаратура
ABH-IM, УАВ (табл. XI.25) и ВАВ.
Аппаратура автоматизации водоотлива обеспечивает нормальное функцио-
нирование водоотлива без постоянных дежурных машинистов; пуск и остановку
насосов в зависимости от уровня воды в водосборнике в пределах регулировочной
емкости; автоматическое управление насосами, поочередную работу иасосов;
автоматическое включение резервных насосов при неисправности работавших;
возможность применения следующих способов заливки- баковыми аккумулято-
рами, с применением погружных насосов или погружных камер; из нагнетатель-
ного трубопровода; вспомогательным насосом и с помощью сифонного способа;
дозирование заливки по времени; работу насосов без управляемых задвижек;
быстрое переключение с автоматического управления на ручное. Аппаратурой
ABH-IM, УАВ, ВАВ рекомендуется укомплектовывать водоотливные установки,
оборудованные соответственно до 3,16 и 9 насосных агрегатов.
Аппаратура ВАВ может устанавливаться в местах, опасных по газу и пыли.
§ 251. Автоматизация вентиляторов главного проветривания
Для автоматизации вентиляторных установок применяется аппаратура
УКЛВ-2, УКВГ (табл. XI 26), позволяющая автоматизировать все типы выпус-
каемых промышленностью вентиляторов главного проветривания.
Аппаратура предназначена для автоматизации вентиляторных установок,
оснащенных одним, либо двумя осевыми (нереверсивными или реверсивными)
или центробежными вентиляторами (одностороннего или двухстороннего всасы-
вания) с приводом от синхронных или асинхронных электродвигателей напряже-
нием до 1000 В и выше, а также с дпухдвигательным реверсивным электроприво-
дом вентиляторов встречного вращения.
Комплект аппаратуры позволяет осуществить- выбор одного из трех видов
управления (автоматическое из машинного зала илн с пульта диспетчера и руч-
ное), выбрать нормальный или реверсивный режим проветривания, автоматиче-
ский контроль за работой установки; частичное регулирование производитель-
ности вентилятора поворотом лопаток направляющего аппарата на ходу; автома- ,
тнческое включение резервного вентилятора при аварийном отключении работав- !
шего; автоматическое включение резерва напряжения до 1000 В; автоматическое !
повторное включение при кратковременном (до 10 с) отключении питающего на- |
пряжения; реверс вентиляционной струи без остановки вентилятора, отключение
вентиляторной установки при возникновении аварийных условий с подачей
звуковой и световой сигнализаций.
§ 252. Автоматизация калориферных установок
Для автоматизации калориферных установок применяется аппаратура
АКУ-63 (табл. XI.27). Аппаратура обеспечивает два режима управления кало-
риферными установками: автоматический и местный.
744
Технические данные аппаратуры УАВ
№ Шифр изделия Наименование изделия Назначение
1 ОБН Общий блок насосов Для отработки сигналов, посту- пающих от датчиков и выдачи команд па исполнительные уст- ройства
2 БН Блок насоса Для выбора режима работы иа- соса, отработки сигналов, посту- пающих от датчиков и общего блока насосов
3 СТВ Табло сигнальное во- доотлива Для воспроизведения сигналов о состоянии автоматизированной водоотливной установки
4 РПН Реле производитель- ности Для контроля производительно- сти н гидравлической исправ- ности насоса
5 РДВ Реле давления Для контроля заливки главного насоса по давлению
6 ЗПН Насос заливочный по- гружной Для одновременной заливки пе- ред пуском от одного до трех главных насосов
Таблица XI.25
Техническая характеристика
Исполнение Габариты. м.м Масса, кг
«PH» 590X550X275 60
«PH» 590X550X275 40
«PH» 455X380X170 16
«PH» 225X205X375 9
«PH» 140Х 150X230 7
«РВ» и водо- 0 515X600 160
непроницаемое
Kt п п. Шифр изделия Наименование изделия Назначение
7 ЭПЗ-1 Электропривод эа- движки Для открывания н закрывания задвижки в нагнетательном тру- бопроводе водоотливных уста- новок
8 ПЭП-3 Пускатель электропри- вода Для управления приводом за- движки трубопровода
9 эд Датчик электродный Для замыкания цепи управления в схеме автоматизируемой водо- отливной установки
10 ТДЛ-2 Термодатчик Для контроля температуры под- шипников
11 ФНЧ-1 Фильтр низкой частоты Для исключения попадания в те- лефонный коммутатор частотных и комбинационных сигналов
12 ИВ-65 Индикатор выхода Для определения величины на- пряжения фиксированных частот
13 ПЦУ-3 Переключатель цепного управления Для применения в системах ав- томатики н дистанционного упра- вления механизмами
Примечание. В комплект поставки аппаратуры УАВ входит: 1. ОБН -
п/шт.; 5. РДВ — п/шт.; 6 ЗПН — п/3 шт.; 7. ЭПЗ-1 — n/шт. (нлн 2п); 8. ПЭП-3
И. ФНЧ-1 — 2 шт.; 12. ИВ-65 - 1 шт.; 13. ПЦУ-3 - п/шт. п - число автоматнзнру
Окончание табл. XI.25
Техническая характеристика
Исполнение Габариты, мм Масса.
«PH» 420X475X320 70
«PH» 505 X 490 X 210 30
Нормальное 0 150X150 2,5
«PH» 80X150X 200 0,75
Герметическое «РИ-2.5» 110X98X85 0,75
Защищенное «РИ-2 5» 225Х 160Х 105 2.5
«РВ» 435X270X385 32
- 1 шт.; 2. БН - 1 шт ; 3. СТВ - 1 шт.; 4. РПН -
— п/шт.: 9. ЭД — 4 шт.: 10. ТДЛ-2 — пх 4 шт.;
'емых насосных агрегатов.
Таблица XI.26
Технические данные аппаратуры УКВГ
№ Шифр изделия Наименование изделия Назначение Техническая характеристика
Исполнение Габариты, мм Масса,
1 ПД-63 Пульт диспетчера Для телемеханического управле- ния главной вентиляторной уста- новкой и сигнализации о режи- мах ее работы Общепромыш- ленное 360X370X 165 10
2 СУ-63 Станция управления Для приема и воспроизведения команд телеуправления главной вентиляторной установкой То же 1000X550X 1350 180
3 АКТФ-1 Аппарат контроля тем- пературы Для дистанционного контроля температуры узлов «PH» 440X370X 190 30
4 АПД Автоматический пере- ключатель дифмано- метра Для подключения минусового пространства, измеряющего пе- репад давления в канале рабо- тающего вентилятора Защищенное 210X110X165 4
Примечание В комплект поставки аппаратуры УКВГ входит: 1. ПД-63 — 1 шт.; 2. СУ-63 — 1 шт ; 3. АКТФ-1 — 2 шт.;
4. АПД — 1 шт.
Технические данные аппаратуры АКУ-63
№ Шифр изделия Наименование изделия Назначает
1 СУР-63 Станция управления н регулирования Для обработки сигналов, посту- пающих от датчиков и выдачи команд на исполнительные меха- низмы
2 ПДК-63 Пульт днспетчера-кало- рнфера Для контроля температуры воз- духа в стволе световой н звуко- вой сигнализации о работе ка- лориферной установки
3 ТСК-63 Табло сигнальное Для световой и звуковой сигнали- зации о давлении пара
4 ТДТ-63 Термодатчнк трехобмо- точный Для преобразования изменения температуры воздуха в стволе рудника
о ГПР-М Гудок переменного тока Для подачи производственных и аварийных звуковых сигналов
6 ТДЛ-2 Термодатчнк Для контроля температуры пере- грева подшипников
7 КЯ-7 Ящик кабельный Для внешней коммутации аппа- ратуры дистанционного н автома- тического управления
Примечание. В комплект поставки аппаратуры АКУ-63 входит: 1.
1 пгт.; 4. ТДТ-63 — 1 шт.; 5. ГПР-М — 1 шт.; 6. ТДЛ-2 — 4 шт.; 7. КЯ-7 — 1 шт
Таблица XI.27
Техническая характеристика
Исполнение Габариты, мм Масса.
Общепромыш- ленное 600X 600X1660 215
То же 280 X 380X 310 11
» 1500X 260X 210 4
Рудничное повышенной надежности 285X210X145 3
«PH» 110X170X190 4,8
«PH» 80X150 X 200 0,75
Общего приме- нения 645X480X210 34
ЗУР-бЗ - > шт.; 2 ПДК-63 - > шт.; 3. ТСК-63 -
Основные технические данные по свя1и и сигнализации
Вид связи и сигнализации Назначение Тип телефонной станции, коммута- тора, аппаратуры
Административно- производственная связь Для связи обьектов промплощадкн АТСК-50/200; УПАТС-100/400; АТС-К-100/2000; ТА-72; ТАН-70
Диспетчерская теле- фонная связь Для связи подзем- ных участков и ка- мер с диспетчером МИГ; СДС-М-5О''1ОО; ТАШБ-ЦБ
Горноспасательная телефонная связь Для связи с работ- никами ВГСЧ АТСК-50/200; ТАН-70
Аварийная сигнали- зация Для оповещения ра- бочих об аварии ААС-2
Шахтно-стволовая сигнализация Для связи машини- ста подъемной ма- шины с рукоятчн- ком II стволовыми АШС-1
Высокочастотная связь Для связи нз подъ- емного сосуда с ру- коятчнком и маши- нистом Сигнал-5
Таблица XI.28
Место установки Марка кабелей Примечание
Административно- бытовой комбинат ТБ, ТГ, ТПП, ТПВ
Администратнвно- бытовой комбинат ТМШПКВ. ТАШ, ТРШ
Штаб ВГСЧ ТБ, ТГ. ТПП, ТПВ
Пульт ПАС-2 в ад- мниистратнвно-быто- в ом комбинате у дис- петчера. Блоки БАО-2 иа участках шахты ТМШПКВ, ТАШ, ТРШ
Колонки КСМ, КСП, КСГ устанавливают- ся в кабинете ма- шиниста, приемной площадке, на гори- зонтах Подъемный сосуд АПГВ, КВПКВ, тмшк РК, РПШЭ Согласно § 405 ЕПБ необходимо преду- сматривать два ком- плекта аппаратуры: одни — рабочий, второй — резервный
Основным режимом работы установки является автоматический, прн котором
обеспечивается автоматическая стабилизация температуры воздуха в стволе,
световая и звуковая сигнализация о нормальных и аварийных режимах, автома-
тическое отключение струн холодного воздуха, поступающего в калорифер прн
снижении температуры ниже допустимой, дистанционное управление приводом
противопожарных ляд.
ГЛАВА 4 .
СВЯЗЬ И СИГНАЛИЗАЦИЯ
-Для рудников, как правило, необходимо предусматривать следующие виды
связи и сигнализации административно-производственную связь, диспетчерскую
телефонную связь, горноспасательную телефонную связь, аварийную сигнали-
зацию, шахтно-стволовую сигнализацию и высокочастотную связь.
Необходимые для рудника виды устройств связи и сигнализации выбираются,
исходя из конкретных условий рудника (его местоположения, производственной
мощности и состава). Внешняя связь рудника осуществляется путем строитель-
ства линии связи по техническим условиям предприятий Министерства связи
СССР. Для контроля отдельных производственных процессов используются про-
мышленные телевизионные установки. Их применение обосновывается техниче-
ской целесообразноегью и экономическим расчетом.
Прокладка кабелей связи и сигнализации в рудниках должна производиться
на стороне выработки свободной от силовых кабелей, в случае невозможности
выполнения этого требования не меиее 0,2 м от силовых кабелей.
Основные технические данные по связи и сигнализации рудников приведены
в табл. X [ 28.
РАЗДЕЛ XII
ПРОВЕТРИВАНИЕ И ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ
Схемой вентиляции рудника называется определенный порядок распределе-
ния и движения воздуха по горным выработкам, обусловленный взаимным рас-
положением забоев, горных выработок н вентиляционных сооружений.
Схемой проветривания называется схематический чертеж, на котором пока-
зано расположения вентиляторов и направление движения воздуха по важней-
шим вентиляционным выработкам.
Депрессия — разность между атмосферным давлением и давлением, созда-
ваемым всасывающим вентилятором.
Напор — разность между атмосферным давлением и давлением, создаваемым
нагнетательным вентилятором.
Полная депрессия вентилятора затрачивается на преодоление сопротивления
вентиляционной сети шахты, самой вентиляторной установки и на создание ско-
ростного (динамического) напора на выходе воздуха в атмосферу. Статическая
депрессия является разностью полной депрессии и скоростного напора.
Реверсия вентиляционной струи — искусственное изменение направления
движения воздуха в горных выработках па обратное.
ГЛАВА 1
ПРОВЕТРИВАНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК И БОРЬБА С ПЫЛЬЮ
§ 253. Рудничный воздух
Атмосферный воздух — смесь газов и паров, окружающих земную поверх-
ность. Примерный состав атмосферного воздуха на уровне моря, %. азот 78,08,
кислород 20,95; аргон 0,93; углекислый газ 0,03; гелий, пеон, криптон, озон, ра-
дон, водород, аммиак, иод 0,01
Атмосферный воздух, поступая в подземные выработки и перемещаясь но
ним, претерпевает изменения, состоящие в уменьшении содержания кислорода,
увеличении содержания углекислого газа и азота и в появлении ряда газов, ие
содержащихся в земной атмосфере.
Рудничным воздухом называют смесь атмосферного воздуха и других газов,
образующихся в подземных выработках или выделяющихся в них. Состав руд-
ничного воздуха регламентируется Правилами безопасности. Содержание кисло-
рода в воздухе выработок, в которых находятся или могут находиться люди,
должно составлять не менее 20 %, а углекислого газа — ие должно превышать
в рабочих местах 0,5 %, в выработках с общей исходящей струей шахты — 0,75 %
и при проведении и восстановлении выработок по завалу — 1 %.
Воздух в действующих подземных выработках пе должен содержать ядови-
тых газов больше предельно допустимой концентрации окисн углерода
0,0016%, окиси азота — 0,00025 %, сернистого газа — 0,00035 %, сероводо-
рода — 0,00066 %.
Температура рудничного воздуха не должна выходить за пределы 2—26 °C.
§ 254. Снижение запыленности рудничной атмосферы
При подземной разработке рудных месторождений первичными источниками
пылеобразовапня являются, бурэзыг работы, взрывные работы, погрузочно-
разгрузочные работы, дробление и транспортирование руды по откаточным вы-
работкам. Вторичным источником пылеобразовапня является ранее осевшая пыль
751
Таблица XII 1
Нормы предельно допустимых концентраций некоторых видов
минеральной пыли в воздухе
Вид пылн Концентра- ция, мг/м1
Пыль, содержащая более 70% свободной SiO2 в ее кристалли- ческой модификации Пыль, содержащая от 10 до 70% свободной SiO2 Асбестовая пыль и пыль смешанная, содержащая более 10% ас- беста Пыль силикатов, содержащая менее 10% свободной SiO2 Пыль барита, апатита, фосфорита, цемента, содержащая менее 10% SiO2 Пыль угольная и угольно-породиая, содержащая более 10 % свободной SiO2 Пыль угольная, содержащая до 10 % свободной SiO2 Пыль угольная, по содержащая SiO_. 1.0 2,0 2.0 4,0 5,0 2,0 4,0 10,0
Действующими санитарными нормами установлены предельно допустимые
концентрации различной минеральной пыли (табл. XI 1.1).
Основным средством борьбы с пылью в условиях рудников является венти-
ляция. Проветривание выработок сводится к подаче свежего воздуха в призабой-
ное пространство, разжижению в нем ныли до предельно допустимого содержания
и последующему удалению се с исходящей струей.
Мероприятия по снижению запыленности воздуха делятся на.
технические средства борьбы;
мероприятия технологического характера;
организационные мероприятия.
Технические средства борьбы вклютают вентиляцию как общешахтную,
так и местную, гидрообсспыливапие, очистку воздуха в различных пылеподавляю-
щих аппаратах, связывание и удаление осевшей пыли, а также индивидуальные
средства защиты от пыли
Мероприятия технологического -характера включают совершенствование
систем разработки, приводящие к резкому уменьшению обьема проходческих ра-
бот и вторичного дробления, концентрацию очистных работ и сокращение погру-
зочно-разгрузочных операций.
Организационные мероприятия предусматривают переход иа работу с пере-
рывами между сменами, производство взрывных работ только в междусменпые
перерывы, контроль за соблюдением пыле1азового режима.
Гидрообеспыливание является одним из основных средств инженерной про-
филактики пневмокониозов и широко используется в гориой промышленности.
Бурение шпуров осуществляется с подачей воды. Для обеспечения пыле-
подавлепия н нормального выноса шлама при бурении шпуров в пределах всего
диапазона крепости пород расход воды составляет для ручных перфораторов
5 л/мин, для телескопных 6 л/мин, для колонковых 10 л/мин.
Вода подается при напоре, меньшем давления сжатого воздуха, чтобы исклю-
чить ее попадание в цилиндр перфоратора.
Наиболее распространена боковая подача через переднюю головку перфо-
ратора или с помощью муфты (рис. XI 1.1). Одиако муфты боковой промывки
увеличивают длину бурильной машины иа 60—100 .мм.
При вращательном бурении скважин охлаждение породоразрушающего ин-
струмента и вынос шлама производится водой, подаваемой но внутреннему ка-
налу свинчивающихся пустотелых штанг. Разрушение пород в этом случае про-
исходит под слоем воды, что обеспечивает эффективное пылеподавлепне.
752
Рнс. X11.1. Муфта для боковой подач» воды
При ударно-вращательном буре-
нии пневмоударники типа П-160,
М-32К, П-125, П-105, М-48, М-1900,
П-1-75 п др. работают па водовоздуш-
пой смеси Осаждение пыли осуще-
ствляется па забое скважины мель-
чайшими частицами воды, поступа-
ющими с выхлопа пневмоударника.
В отдельных конструкциях пневмо-
ударников выхлоп отработанной водо-
воздушной смеси производится и через
боковые отверстия, что создает
вблизи забоя скважины водовоздуш-
ную завесу, способствующую лучшему
смачиванию пыли.
Средства по активизации пылссма-
чивающей способности воды, химиче-
ские реагенты, электризация воды,
магнитная обработка воды.
Причина неполного улавливания
тоикодисперсных частиц пыли свя-
зана с кратковременностью контакта
между водой и частицами пыли и труд-
ностью их смачивания. Для повыше-
ния эффекта пылеподавлепня разра-
ботаны различные смачиватели
(табл XII 2).
Лучшие результаты пылеулавли-
вания получены прн использовании
смачивателей ОП-Ю и ТЭА и АС. Рас-
творы их устойчивы к солям щелочных
металлов, кислотам и щелочам, без-
вредны для организма человека.
Другим средством повышения эффективности смачивания тонкодисперсной
пыли является использование элсктрозаряженной воды.
Особенно полезным является применение распыленной воды для борьбы
с пылью прн взрывных и погрузочно-разгрузочных работах, дроблении негаба-
ритов н транспортировании горной массы.
Средства по диспергированию воды и жидкостей: форсунки, диспергаторы.
Для смачивания диспергированной водой пылевых частиц и осаждения их
нз пылевого аэрозоля применяют оросители (рис. XII.2, XII.3, табл. XII.3).
Ороситель PC (рис. XI 1.4) применяют главным образом для борьбы с пылью
после взрывных работ. В зависимости от формы спрыска структура факела из-
меняется от компактной (прн максимально открытой щели) до зонтичной (прн
ширине щели 1 мм). Прн компактной струе длина факела составляет 10—12 м,
а его диаметр 1,5 м. Расход воды при этом составляет 1,0—1,1 л/с.
Улавливание пыли туманом производится включением за 3—5 минут до на-
чала взрывания тумаиообразователей. Туман к моменту взрыва образует в выра-
ботке сплошное облако длиной 50—70 м. Распыленная вода одновременно с осаж-
дением пыли способствует снижению содержания в воздухе ядовитых газов. Время
действия оросителей должно быть не менее 30 мни с момента включения. При на-
гнетательном способе проветривания в выработках протяженностью более 50 м
устанавливают 2 туманообразователя. первый на расстоянии 8—12 м, второй
в 20—30 м от забоя. При отсасывающей схеме прответрнвачия туманообразова-
тель устанавливают па расстоянии 15—20 м от забоя.
При погрузке машинами цикличного и непрерывного действия орошение гор-
ной массы производят переносными оросителями. Орошение ими не всегда удобно,
поэтому разработан простой и эффзктивиый способ автоматического орошения
отбитой горной массы. При загрузке ковша автоматически включаются 2 ороси-
теля, направленные на зону черпания, а при разгрузке — на вагон, в который
753
Таблица XII.2
Сравнительная эффективность
смачивателей
Таблица ХП.З
Гидравлическая характеристика
оросителей
Наимено- вание Концентра- ция. % Эффек- тивность улавли- вания, %
Вода 100,0 64,0
ДБ 0,1 69,7
ОП-7 0,1 78,5
ОП-Ю 0,1 80,0
ТЭЛ и ЛС * 0,00001 72,8
ТЭА и АС* 0,00005 86,3
ТЭА и АС * 0,0001 95,2
ТЭЛ н АС* 0,0005 96,8
ТЭА и ЛС* 0,001 92,3
•) Трнэтаноламиновая
сульфатов.
соль алннл-
Давление воды, МПа Диаметр факела. эг воды? л/с
Типа МакНИИ
0,3 I 2,5 I 2,0 1 0,016
0,4 2,5 3,0 0,023
0,5 | 2,5 I 3,5 | 0,050
С тангенциальным подводом воды
0,4 I 1,2 I 5,0 I 0,033
0,5 1,2 5,4 0,040
разгружают горную массу. Гидрообеспыливание прн скреперной доставке про-
изводят па скреперной дорожке с помощью оросителей типа PC, а при погрузке —
форсунками со сплошным конусным факелом, установленным на высоте, обеспе-
чивающей перекрытие эоны погрузки и площадь транспортного сосуда
Для осаждения пыли нт воздушных потоков, а также увлажнения горной
массы в вагонетках прн движении поездов широкое распространение получили
водяные завесы Типовая одинарная водяная завеса из 8 оросителей с расходом
поды 0,17 л/с при концентрации ДБ 0,1 % обеспечивает снижение запыленности
воздуха вентиляционных струй па 43—45 %.
Водяные завесы для обеспыливания вентиляционных потоков прн прохож-
дении через зону их действия людей должны отключаться. Наиболее распростра-
нены конструкции полуавтоматических водяных завес, выключение которых про-
изводится нажатием кнопки, а включение — автоматически через заданный ин-
тервал времени.
Эффективность осаждения пыли элсктрозаряженными каплями воды воз-
растает иа 30 %. Длн электризации капель воды используются электрооросители,
в которых применен способ наведения заряда в каплях с помощью элсктростати-
Рнс. ХП.З. Ороситель с тангенциальным
подводом воды
160
Рнс. XII.4. Ороситель типа PC
Рнс. XI 1.5. Передвижная оросительная установка
ческой индукции. Разработаны конструкции, зарядка капель у которых проис-
ходит внутри оросителя, что исключает надобность в заряжающем устройстве.-
Электроороситель может работать от электросети и от батареи, безопасен в экс-
плуатации.
Осевшая на бортах и кровле выработок пыль смывается водой. Для выра-
боток большой протяженности применяют передвижные оросительные установки
Одним из методов очистки поступающего в шахту воздуха, а также воздуха,
используемого прн последовательном проветривании выработок является приме-
нение электрофильтров Им присущи высокая степень очистки воздуха, неболь-
шой расход энергии, малое аэродинамическое сопротивление фильтра. Наиболь-
шее распространение для очистки воздуха получили электрофильтры ЭПМ-55
конструкции ВНИИцветмста, обеспечивающие очистку воздуха до 0,2 мг/м*
с пропускной способностью 15 м3/с. Для установки электрофильтра необходимо
проходить специальную обводную выработку
§ 255. Схемы и способы проветривания
Схемой вентиляции рудника называют определенный порядок распределе-
ния и движения воздуха по выработкам, обусловленный расположением рабочих
забоев и горных выработок.
В зависимости от взаимного расположения вырабогок, по которым про-
ходят главные входящие и исходящие струн, схемы проветривания подразделяют
на 3 группы: центральные, фланговые и комбинированные.
Для центральной схемы проветривания характерно параллельное, ио противо-
положно направленное движение входящей и исходящей вентиляционных струй
по откаточному и вентиляционному горизонту, в связи с чем данную схему назы-
вают также и возвратноточной Различают два вида центральных схем проветри-
вания — центрально-сдвоенные и центрально-отнесенные. Прн центрально-
сдвоенных схемах расстояние между воздухоподающим и воэдухоотводящим ство-
лом составляет 30—100 м. Эти схемы применяют при глубине разработки превы-
шающей 200 м. При центрально-отнесенных схемах стволы располагают па зна-
755
чительиом расстоянии один от другого. Эти схемы применяют при отработке верх-
ней части шахтного поля.
Для осуществления проветривания по центральной схеме необходимо нали-
чие только двух стволов, в качестве которых используются обычно основной и
вспомогательный стволы шахт.
Достоинством центральных схем является: относительно малые капитальные
затраты, так как проходится только два ствола, наличие одной вентиляторной
установки, концентрация всех поверхностных сооружений рудника, простота
в управлении проветриванием.
Недостатками схемы является: большое колебание депрессии на период от-
работки этажа; относительно большая максимальная депрессия, так как при ра-
боте у границ шахтного поля вентиляционная струя по горизонтам дважды про-
ходит длину проветриваемого крыла, необходимость иметь вентиляционный
горизонт, выработки которого должны поддерживаться на всю длину шахтного
поля, трудности борьбы с утечками воздуха у вентиляторных установок и пре-
дотвращения утечек и коротких замыканий между входящей и исходящей стру-
ями, особенно в рудничных дворах при цснтралыю-сдвосниом расположении
стволов.
Для фланговой (диагональной) схемы проветривания (рнс. XI 1.6) характерно
движение воздуха от ствола к границам шахтного поля, поэтому эту схему назы-
вают и прямоточной В центре шахтного ноля располагают одни или два ствола,
которые являются воздухоподающнмн, а на границах шахтного поля проходятся
||>ланговые воздухоотводящие стволы. Всасывающие вентиляторы могут устаиав-
ливаться и иа временных фланговых
шурфах для отработки отдельных
участков месторождения. В этом слу-
чае ускоряется ввод рудника в экс-
плуатацию.
Достоинства фланговых схем
проветривания: отсутствие утечек
воздуха по пути движения от воздухо-
подающего ствола до очистного забоя,
снижение величины общешахтной
депрессии за счет уменьшения пути
движения воздуха, равномерное рас-
пределение депрессии В различные рис. XI 1.7. Схема нагнетательного провс-
перноды отработки, ЧТО снижает трнвання тупиковой выработки
требование к диапазону регулиро-
вания вентиляционных установок, отпадает необходимость в поддержании
выработок вентиляционного горизонта.
Недостатки фланговых схем: большие капитальные затраты, связанные с не-
обходимостью проведения выработок основного горизонта до начала очистных
работ к границам шахтного ноля, большое число вентиляционных установок,
сложность в осуществлении реверсирования вентиляционных струй и автомати-
зации управления вентиляционными установками.
Комбинированная схема проветривания включает сочетание элементов цен-
тральных и фланговых схем с целью использования их преимуществ. Прн этой
схеме в качестве воздухоподающих используют центральные стволы, а в качестве
воздухоотводящих — центральные и фланговые. Часть выработок удаленных
участков проветривается по прямоточным схемам, а другая часть по возвратно-
точным.
Достоинства комбинированных схем проветривания: прн больших размерах
шахтного поля и значительном количестве выработок депрессия вентиляторных
установок остается относительно невысокой, повышается надежность проветри-
вания участков, упрощается регулирование вентиляционной струи иа участках,
повышается безопасность за счет увеличения числа запасных выходов.
Недостатки комбинированных схем: сложность вентиляционной сети, труд-
ность регулирования распределения воздуха по шахте и управления вентиля-
торами.
Схема вентиляции участка должна отвечать следующим основным требова-
ниям: исключать образование опасных концентраций взрывчатых и ядовитых
газов, обеспечивать необходимую степень устойчивости вентиляционных струй
по направлению, расходу, минимальные утечки воздуха и загрязнение свежей
стуруи на пути се движения к забоям.
Проветривание тупиковых забоев осуществляется за счет совместного дей-
ствия вентиляторов главного и местного проветривания.
Различают нагнетательный, всасывающий и комбинированный способы ме-
рного проветривания.
Нагнетательный способ (рис. XI 1.7) проветривания заключается в интен-
сивном перемешивании воздуха в призабойном пространстве н разбавлении его
свсжнм воздухом, поступающим из конца воздухопровода. Исходящая из забоя
струя движется по выработке к устью, захватывая по пути все вредные газообраз-
ные примеси.
Достоинством способа является возможность применения гибких трубопро-
водов, удобных в эксплуатации
Недостаток — загазованность всей выработки и необходимость постепенного
разбавления этих газов до санитарных норм. При подсчете количества воздуха
для выработок большой протяженности следует определять критическую длину,
на протяжении которой двигающаяся волна после взрывных работ разбавляется
до предельно допустимого содержания ядовитых газов.
Всасывающий способ (рис. XII 8) заключается в том, что из призабойного
пространства воздух, содержащий продукты взрыва, удаляется по вентиляцион-
ным трубам, а по выработке от устья к забою движется свежая струя. В первые
757
минуты проветривание происходит интенсивно вследствие засасывания в трубы
воздуха с очень высокой концентрацией ядовитых газов Затем интенсивность
проветрнваиия снижается из-за засасывания в трубы относительно чистого воз-
духа, а в призабойной части образуются зоны застоя. Основной недостаток спо-
соба заключается в невозможности применения гибких трубопроводов.
Этот недостаток устраняется, если вентилятор устанавливать не в выработке
со свежей струей, а непосредственно в тупиковой выработке вблизи забоя (см.
рнс. XII 8, б).
В этом случае воздуховод состоит из отрезка жесткого трубопровода llt
наращиваемого по мере проведения выработки н гибкого трубопровода 1г Прн
такой установке вентилятора сочетаются преимущества всасывающего проветри-
вания с возможностью применения гибкого трубопровода.
Комбинированное проветривание (рис. XII 9) сочетает в себе элементы вса-
сывающего н нагнетательного способов, что в значительной степени повышает
его эффективность.
Комбинированное проветривание может осуществляться одним вентилятором
(см. рис XII.8, а), работающим сразу после взрыва на всасывание, а затем через
некоторое время переключенным на нагнетание. В этом случае на расстоянии до
50 м от забоя устанавливается перемычка.
758
§ 256. Расчет вентиляции
Потеря давления воздуха в выработках зависит, в основном, от шерохова-
тости нх поверхности, характер которой оценивается высотой, шириной, фор-
мой и неровностями поверхности, частотой расположения и степенью неравномер-
ности выступов.
Депрессия выработки (Па) определяется по формуле
(XII. 1)
где а — коэффициент аэродинамического сопротивления (табл. XII.4, XII 5,
ХП.6, XII.7); Р — периметр выработки, L — длина выработки; Q— объемный
расход воздуха.
Величина R = Q.SaPLIS3 называется аэродинамическим сопротивлением.
За единицу сопротивления R принимают сопротивление такой выработки,
депрессия которой прн прохождении одного кубометра воздуха в секунду равна
9,8 Па.
Единица с такой размерностью носит название киломюрга (Кр) или большой
единицы сопротивления.
На практике при подсчете депрессии выработки и определении аэродинами-
ческого сопротивления используют единицу в тысячу раз меньше киломюрга —
мюрг (р).
Местными называют сопротивления, вызывающие потери давления вследствие
изменения формы и направления движения воздушного потока при протекании
его через повороты, сужения, расширения.
Потеря давления (Па) на участке местного сопротивления
где 5 — коэффициент местного сопротивления (рис. XII 10, табл. XII 8, XII.9);
V — средняя скорость потока после местного сопротивления, м/с; g = 9,81 м/с8;
у — 1,2 кг/м3 — плотность воздуха.
Эквивалентное отверстие — воображаемое отверстие в топкой стенке, через
которое проходит то же количество воздуха, что и через рудник, под влиянием
разности давления, равной депрессии рудника.
Эквивалентное отверстие (м8) выработки, участка или рудника
А =0,121 = -5^-. (XII.3)
При последовательном соединении горных выработок общая депрессия (Па)
//общ = /ц + />2 — й? -j- • • • -|- йл. (X11 • 4)
Общее аэродинамическое сопротивление:
/^обт = /?1 + Лз + Лэ 4- • • + Rn (XII .5)
Общее эквивалентное отверстие определяется из выражения
Т2— = 4+i+ • • • I-4-- (X1I.6)
А общ л;
При параллельном соединении горных выработок (рнс. XI 1.11) общая депрессия
Яобщ = Й! = й2 = • • • = й„. (XI 1.7)
Общее аэродинамическое сопротивление выработок определяется из выражения
-J____ = -}= + ~ + • • • -L • (ХИ.8)
ГЛобщ /Л, ГЛ? /Л„
759
Значения коэффициентов а лля выработок, закрепленных
неполными крепежными рамами из стоек и верхняков
круглою сечения
Таблица XII 4
Площадь Диаметр а-104 прн продольном калибре Поправка ив площадь
крепи. рапном
выработки. • 2 3 4 5 6 поперечного сечения
3 17 11.4 13,6 16,1 16,6 16,1 15,4 0,98
4 18 11,8 14,0 16,4 16,9 16,4 15,7 0,95
5 20 12,6 14,8 17,2 17,7 17,2 16,5 0,93
22 13.4 16,5 18,0 18,5 18,0 17,3 0,91
7 24 14,0 17,2 18,6 19,2 18,6 17,9 0,89
8 28 15,0 17,7 20,2 20,7 20,2 19,5 0,88
Таблица X11 5
Значение коэффициентов а
для незакрепленных выработок
Пли* щадь сече- боткк. Значение а-104 при проведе- нии выработки
но про* стиранию вкрест простирания н движении воздуха
шерохо- ватости цавстре- ступам
1 2 3 4
5,98 6,67 6,83 7,44 7,61 7,92 8.34 8,85 9,38 6,92 10,36 11,36 12,15 12,71 12,98 13,60 14,20 14,49 15,14 16,02 12,1 11,7 11,6 11,3 11,3 11,3 11.1 11,0 10,8 10,8 10,6 10,4 10,2 10,1 10,1 9,9 9,8 9,8 9,7 9,5 16,4 16,0 16,0 15,6 15,5 15.4 15,2 15,0 14,8 14,7 14,5 14,1 13,9 13,8 13,7 13,6 13,4 13,4 13,2 13,1 24,2 23,6 23,6 23, Г 22,9 22,7 22,5 22,1 21,8 21,7 21,3 20,9 20,7 20,3 • 20,3 20,2 19,8 19,8 19,6 19,3
Таблица XI 1.6
Значения коэффициентов а для
выработок, закрепленных арками
нз спецпрофиля СВП
1 |лощадь сечения выработ- а* 10* при расстоянии между арками, м
0.5 | 1,0 0.5 | 1.0
CBI 1-17 СВП-27
1 2 3
5,98 16,18 17,60 17,23 15,90
6,67 15,90 17,50 16,90 15,70
6,83 15,83 17,38 16,74 15,56
7,44 16,55 17,25 16,65 15,46
7,61 15,66 17,20 16,61 15,41
7,92 15,63 17,13 16,58 15,38
8,34 15,50 17,11 16,50 15,32
8,85 15,45 17,10 16,42 15,25
9,38 15,40 16,90 16,32 15,15
10,36 15,20 16,67 16,15 15,00
11,36 15,15 16,60 15,94 14,92
12.14 15,10 16,50 15,90 14,80
12,15 15,05 16,40 15,88 14,74
12,71 14,97 16,35 15,84 14,70
12,98 14,85 16,32 15,82 14,68
12,99 14,80 16,30 15,80 14,63
13,60 14,75 16,26 15,70 14,60
14,20 14,73 14,65 16,20 15,55 14,57
14,49 16,10 15,30 14,34
15,14 14,62 14,30 16,05 15,00 14,05
16,02 16,01 15,45 13,36
16,65 14,23 15,85 15,40 13,00
760
Таблица Xtt.?
‘Значения коэффициентов а для выработок с новыми видами крепи
Вид крепи Характеристика выработки Площадь сечения выработ- а- 10*
1 2 3 4
Монолитный бетон Имеются поперечные и продольные швы от опалубки, п выработке рас- положены кабельные кронштейны н две трубы диаметром 100 н 200 мм 13,5 5,4
Торкрет-бетон Породы крепкие, трещиноватые, стен- ки весьма шероховатые; в выработке расположены четыре трубопровода, кабель со светильниками (через 10 м) 15,4 20,5
Породы крепостью / — 8-=-12, тре- щиноватые, с углом падения 0 — = 304-40°, шероховатость стенок мел- кая. сглажена торкрет-бетоном, поч- ва ровная Породы крепостью /=84-12, 0 = = 50°. стенки очень шероховатые, мелкие выступы расположены против полока воздуха; в выработке распо- ложены два трубопровода 10,2 18,2
Торкрет-бетон, два слоя Породы крепостью / = 14-=-16, 0 = = 484-50°, сильно развита трещино- ватость, мелкие выступы сглажены двумя слоями торкрет-бетона, в вы- работке расположены два трубопро- вода и три кабеля па крючьях 8,9 10,3
Торкрет-бетон Породы крепостью /—16, 0 = = 524-55°, мелкозернистые, плотные, массивные, наблюдается зона расслан- цевапня, в выработке расположены пять кабелей на крючьях, через 10 м светильники, два трубопровода 15,75 14,6
Анкерная и торкрет- бетон Кровля закреплена анкерами в пять рядов, бока н кровля покрыты тор- крет-бетоном 16,3 15.7
Анкерная с прово- лочной сеткой н тор- крет-бетон Породы крепостью / = 104-12, 0 = = 384-40°, трещиноватые, легко от- слаиваются. стенки сильно шерохо- ватые. почва ровная 9,9 11,8
Анкерная с прово- лочной сеткой Породы с коэффициентом крепости / = 84-10. трещиноватые. 0 = 40-=-70°. почва ровная. В выработке распо- ложены два трубопровода, девять кабелей и светильники через 5 м. Висячий бок и кровля затянуты сет- кой и закреплены шестью—восемью рядами анкеров 9,35 9,4
Анкерная крепь Породы с коэффициентом крепостью f = 84-10, 0 = 564-70°, выступы мел- кие. Кровля закреплена пятью рядами анкеров 9,96 8,2
761
Таблица XII 8
Значения | для различных Типов местного сопротивлении (рис. XI 1.10)
Позиция на ркс. XII 10 Тип местною сопротивления Коэффициент ^сопротивлсн и я
1 Вход в устье ствола шахты 0.6
2 Вход в устье ствола шахты при за- кругленных кромках R = ОДД 0.1 при R = ОДД
3 Вход в трубу с выступающим концом 0,85
4 Вход в устье ствола шахты прн сре- занных кромках входа 0,2
5 Попорот под углом 90’ с обеими острыми кромками 1Л
6 Поворот под углом 90’ со скруглен- ной только внутренней кромкой При R -у b 1 = 0,75; При R -- -у b 1 = 0,52
7 Поворот под углом 90’ со скошенной под углом 45’ внутренней кромкой 0,66 при длине скоса -у 6
8 Поворот со скругленными обеими кромками При R{ = -у b н /?а = 1,56 Е = 0,6; При /?, =у Ьн Ra = 1,676 €=0,3
9 Поворот под углом 90’ с профилиро- ванными лопатками 0,20
10 Попорот под углом 90’ с непрофнлн- роваппыми лопатками, согнутыми по поверхности кругового цилиндра 0,35-0,37
11 Двойной поворот в одном напра- влении под углом 90’ каждый 2,1 При / < 86
12 Двойной поворот в противоположном направлении под углами 90’ 2,4
13 Двойной поворот во взаимно перпен- дикулярных плоскостях 2,8
14 Двойной поворот под углом 45’ Прн Z = 26 Е = 0,7; прн 1-= (4-г 8) 6 Е = 1.1
15 Сопряжение под прямым углом с от- ветвлением от проходящей струн 3,6
16 Сопряжение под углом 60’ с ответ- влением струн 1,5
17 Сопряжение под прямым углом с от- ветвлением сходящихся струн 2.0
18 То же, ио кромки поворотов скошены под углом 45’ 1,0
19 Сопряжение под углом 60’ со слия- нием струй в одной выработке 1,0
20 Сопряжение под углом с присоеди- нением боковой струи к проходящей 2,6
21 Сопряжение под углом 60’ с присое- динением боковой струи к проходящей 1,5
762
Продолжение табл. XII.8
Позиция ИХ1 НО Тип местного сопротивления Коэффи циеит ^сопроти влей и я
22 Сопряжение под прямым углом с раз- ветвлением струн в двух направле- ниях 2,5
23 То же, но кромки поворотов скошены под углом 45° 1.5
24 Сопряжение под углом 60° с развет- влением струй в боковые выработки 1,0
25 Выход из трубы в атмосферу 1.0
Таблица XII 9
Значение $ прн резком переходе выработки от к $2
5а 1 1,25 1,5 2 2,5 3,0 3,5 4,0
0 0,06 0,25 1,00 2,25 4,00 6,25 9,0
S1 4,5 5 6 7 8 9 10
Hi--') 10,5 16,0 25,0 36,0 49,0 64,0 81,0
Рис. XII.10. Типы местных сопротивлений:
1 — 25 — см. табл. XI 1.8
20
22
17
763
Общее эквивалентное отверстие
^общ = + Л» -I- Лз + I" Ял. (XI 1.9)
Распределение воздуха в параллельном соединении нз двух ветвей опреде-
ляется по формулам
Q1 =----Qo6S-^; Qt=----------(XII.10)
Расход воздуха в некоторой ветви параллельного соединения нз ветвей
прн
764
Общая депрессия диагонального соединения между точками А и Д
(рнс. XI. 12) определяется по формулам:
Лад = Лав -F Лвд = Rtf} + Rtfi = Rtfi + Rt (ft — ft)2; (XII. 12)
^ад = ^ac ^сд = «2^2 + «5^5 = «2^2 + «5 02 — ‘M- (X11.13)
Общее аэродинамическое сопротивление
/?,Х2 -f- Rf (1+ X)2 ft ft
«ад------(Х + у+1)з-----’ X“ft ’ r“ft • (XI114)
При известном /?ад общая депрессия диагонального соединения
Лад = Яад<?2- (XII. 15)
Направление движения воздуха в диагонали ВС происходит от В к С при
^->^-и°тСкВпри^-<^.
А1 Л4 Л1 К*
R, R
движение отсутствует.
Прн параллельно-последовательном соединении выработок (рис. XI 1.13)
распределение воздуха в соединении нз четырех ветвей (0, 1, 2, 3).
Qo = <?обш----7~ ----------J -- - I (X11.16)
1 + / Ro/Ri 1 + /ЛоН/Лз
Q1 = Qo^RdRi, q2 =-------5>бш Q3 = Q2/&^( (XI 1.17)
I + / Rnt/R,
где Rlt Rit R3 — сопротивление соответствующих ветвей; R3li — общее сопро-
тивление соединения, состоящего из ветвей 0, 1,2.
Депрессия соединения
Я = (?з[яо + Я2(1 + К^-)2]- (Х11Л8)
Расчет проветривания горной выработки состоит нз выбора схемы и способа
проветривания, расчета количества воздуха, подаваемого в забой, выбора типа и
диаметра труб, подсчета депрессии и выбора вентилятора.
Количество воздуха, необходимое для проветривания тупиковых выработок,
— Q, m®/mhh.
По разжижению продуктов взрыва до безопасного (0,008 % СО). При нагне-
тательном проветривании количество воздуха определяют по формуле П. И. Му-
стел я
<?н = ^4/0^Гв. (XII.19)
где /Пр — время проветривания, мин; QBn — расход ВВ, кг; VB — объем прове-
триваемой выработки, м3.
Прн всасывающем проветривании расчет производится по формуле Л. И. Ксе-
нофонтовой:
Qdc = 7— /<?вв$ (75 + Овв). (X Н.20)
-пр
где S — сечение выработки, м2.
Прн комбинированном проветривании:
Q[ ^0,!3S ц (XII.21)
/up ' S ’
где Lt — расстояние от забоя до всасывающего трубопровода.
При применении самоходного оборудования
Q=b,8N, (XI 1.22)
где N — мощность двигателей, кВт.
По наибольшему числу людей
Q=6m, (XII.23
где т — максимальное число людей, одновременно находящихся в выработке.
По пылевому фактору
Q>oS, м®/с, (XI 1.24)
где v — минимально допустимая скорость движения воздуха по выработке
0,3 м/с (по пылевому фактору). При скорости больше 0,3 м/с необходимо произво-
дить орошение стенок выработки.
К учету принимается наибольшее количество воздуха.
При ведении очистных работ с применением массовых взрывов, когда одно-
временно взрывается большое количество ВВ, для проветривания рудника тре-
буется применение особых режимов н соответствующих количеств воздуха. ♦
765
Проветривание лавообразиых выработок
(?лав = 25,5 l^AS^, (XI 1.25)
где $л — площадь поперечного сечения лавообразиой выработки, м*; /в — длина
лавообразной выработки от места взрыва по струе до ее сопряжения с вентиля-
ционной выработкой, м.
Проветривание блоков с открытыми сквозными камерами (камерно-столбо-
вая система, потолкоуступная выемка крутопадающих жильных залежей и др.).
Для режима усиленного проветрнвання камер:
QK-yc = 2,3“£Fl657’ (XII.26)
где UZI( — объем камеры, м3; В — допустимая вентиляционная нагрузка камеры
(м’/кг),
(XII.27)
где b = 0,04 — газовость ВВ, м3/кг; л — норма разжижения ядовитых газов до
0,008 % условной окисн углерода; начальная вентиляционная нагрузка ка-
меры (м’/кг)
/?0=^; (XI 1.28)
kr — коэффициент турбулентной диффузии газов. Для плоских свободных
струй при
^-<0,51
ок
А>т = 0,32 .
Для круглых свободных струй при
< 0,38
*т = 1,35 1 - 1,12-^V (XII.29)
где ZK — длина камеры: b„ — ширина выработки, подводящей в камеру воздух;
$п — поперечное сечение выработки, подводящей воздух; а — коэффициент струк-
туры свободной струн (а = 0,06 — 0,10 для круглых струй; а = 0,1—0,15 для
плоских струй).
Для режима усиленного проветривания горизонта выпуска
(2=-ЦА/Л1^, (XII.30)
где WB — суммарный объем загазованных выработок; t — время проветривания
(120—150 мни и 3—5 мни после взрывания одиночного заряда).
Для режима нормального проветрнвання выработок горизонта выпуска по
условиям разжижения газов
Qp = (Х11.31)
где т — число действующих выработок горизонта выпуска руды; Лу — услов-
ный заряд ВВ (кг),
Лу = Л1 + Ла, (XII.32)
766
где Л1 — фактический заряд ВВ, взрываемый за одни раз; Ла— условный заряд,
соответствующий газовыделению из отбитой руды, кг.
где Рс — суточное количество руды, выпускаемой из дучек одной выработки, т;
W'cb — свободный объем (объем пустот) в отбитой руде (м’/м*); ур — плотность
разрыхленной руды, т/м3; /в — время выпуска руды в течение суток, мнн; Ья —
общее газовыделение 1 кг ВВ, м’/кг.
По условиям выноса мелкодисперсной пыли
<?ч = 60Д S,olnln, (XII.34)
где т — число действующих выработок горизонта выпуска; omln— минималь-
ная скорость струи воздуха, 0,3—0,6 м/с; 5, — сеченне выработки выпуска, м2.
Проветривание камеры. Для тупиковой камеры
Qmin =0,21/5. (XII.35)
Для сквозной камеры
Q = 2,3-^-lgA. (XI 1.36)
При системе подэтажного обрушения для режима усиленного проветрива-
ния одной очистной зоны
Q = (XI 1.37)
Для проветривания всего блока
Q6=S"q. (XII.38)
где т — число одновременно обрушаемых зон в блоке.
Для режима нормального проветривания по условиям разжижения газов
Qp = -111 /Л0Ги. (XI 1.39)
При системе с магазнннроваиием руды для режима усиленного проветрива-
ния блока
Q = (XI 1.40)
где I = 0,157 — для блоков с одной верхней поверхностью контакта руды с боко-
выми породами, i = 0,125 —для блоков с верхней и одной боковой поверхностями
контакта; i = 0,115 — для блоков с одной верхней и двумя-тремя боковыми по-
верхностями контакта.
Для режима нормального проветривания блока по условиям разжижения
газов
(?р = 4ДЗт/я-^ (ХП41)
При системе этажного принудительного обрушения для периода подсечки
выработками рудного массива блока
(2п.б = 1111/Л^7и. (XI 1.42)
767
Для режима нормального проветривания блока в период выпуска руды
<? = ^./Я«7в.одн,
(XI 1.43)
где М^в.одн — объем одной выработки скреперования, м”*.
Для проветривания всего блока с числом выработок т
Qd=mQ. (XI 1.44)
Расчет потребного количества воздуха для рудников производится по тем же
факторам.
По наибольшему числу людей
(?ш = 9чЛ/чКэ. (XI 1.45)
где Q4 — норма воздуха на одного человека, 6 м’/мии; N4 — наибольшее число
люден, одновременно находящихся в шахте; Кч — коэффициент запаса. Для
всасывающего способа вентиляции рудника К3 = 1,4 прн отсутствии аэродина-
мической связи с поверхностью, 1,5 — прн наличии такой связи через трещины,
1,65— прн значительной зоне обрушения; прн нагнетательно-всасывающем спо-
собе равен соответственно 1,3 и 1,45.
По газам, образующимся прн взрывных работах,
150В/С3
чш-----С~Т~
(XII 46)
где S — количество одновременно взрываемого ВВ, кг; Сл — допустимая кон-
центрация газов ВВ перед допуском людей, %; Т — время проветривания, мни.
По выхлопным газам двигателей внутреннего сгорания
6,8МД, мэ/мин, (XI 1.47)
Na — суммарная поминальная мощность всех двигателей, кВт.
Позабойный метод расчета расхода воздуха для шахты:
mi<u \
cN6tQ6i 2 MeiQiiapz + £ PeiQ каш Us,
(Х11.48)
где Пр — число различных систем разработки на руднике; а — коэффициент
одновременности взрывания в блоках (отношение числа одновременно взрывае-
мых блоков к их общему числу); Nat— число блоков с данной системой разработки,
в которых одновременно ведегся очистная выемка; Qat — количество воздуха для
вентиляции одного блока, М<ц — число блоков с данной системой разработки,
одновременно находящихся в нарезке; QKap.< — количество воздуха для венти-
ляции нарезных выработок в блоке; ml(n — число групп капитальных и подготови-
тельных выработок, в пределах которых Q„aui = const ; РВ1 — число одновременно
проводимых капитальных и подготовительных выработок, QItau t — количество
воздуха для вентиляции одной капитальной или подгоювительной выработки.
Депрессии шахты определяется как сумма депрессий всех выработок, по ко-
торым проходит вентиляционная струя данного направления расчета. Направле-
ние расчета должно охватывать все основные ветви вентиляционной схемы. Для
каждого направления депрессия шахты
где kH. в — коэффициент, учитывающий потерн давления в канале вентилятора
(0,9—0,95); Лм.с — коэффициент, учитывающий потери давления, вызываемые
местными сопротивлениями за пределами вентиляционных участков (0,9—0,9b,;
ht — депрессия i-й выработки данного направления, Па.
Учет депрессии естественной тяги следует производить в случаях, когда опа
направлена против депрессии главного вентилятора.
768
Депрессия высокогорных шахт подсчитывается обычным путем с последую-
щим умножением на 101325'Р, где Р — атмосферное давление иа высоте располо-
жения рудника, Па.
§ 257. Вентиляторные установки
Вентиляторные установки главного проветривания располагаются иа поверх-
ности земли у устьев герметически закрытых стволов и штолен и обеспечивают
проветривание всех действующих выработок (за исключением отдельных тупико-
вых забоев), т. е. пропускают весь воздух, проходящий по руднику. В состав вен-
тиляторной установки главного проветривания входят: вентиляторы (рабочий и
резервный) с электроприводом и пускорсгулирующей аппаратурой, устройства
для реверсирования воздушной струи и переключения вентиляторов, аппаратура
дистанционного управления н контроля, строительные сооружения (здания, фун-
даменты, диффузоры, глушители шума, вентиляционные каналы).
Вентиляторные установки местного проветривания, как правило, распола-
гаются под землей иа свежей струе вблизи проветриваемой выработки и состоят
из вентилятора с приводом, воздуховода, пусковой аппаратуры. Они также
могут располагаться иа земной поверхности при проходке стволов и околостволь-
ных выработок. Существенным их отличием от установок главного проветривания
является работа на вентиляционный трубопровод.
Независимо от назначения рудничные вентиляторы представляют собой
турбомашины, в рабочих колесах которых происходит приращение удельной энер-
гии воздуха за счет силового взаимодействия лопаток колеса с обтекающим их
потоком. Рудничные вентиляторы характеризуются производительностью Q
(мэ/с), статическим //Ст или полным Н (в зависимости от того, работает вентилятор
иа псасыпание или нагнетание) давлением (Па), мощностью иа валу W (кВт),
статическим 1]ст = Q/W100 Л'или полным!)— ф/ЛЮОЛ/КПД. Полученные опыт-
ным путем зависимости Н = A (Q), N = (г (Q) и r\= f3 (Q) при постоянной уг-
ловой скорости колеса и определенных углах 0 установки лопаток (закрылков)
рабочего колеса, направляющего и спрямляющего аппаратов называются его
индивидуальными аэродинамическими характеристиками. Точка пересечения
кривых давления вентиляторной установки и сети определяют режим работы уста-
новки. Совокупность режимов, на которых вентилятор работает устойчиво н
экономично (т)ст > 0,6 или г) > 0,5 для установок главного или местного прове-
тривания), образует рабочую область вентиляторной установки. На этой области
для удобства принято наносить линии т|ст = const или т) = const.
Степень аэродинамического совершенства проточной части установки обычно
оценивается с помощью максимального к. п. д. установки и i)max> а степень со-
вершенства способа се регулирования — с помощью средневзвешенного к. п. д ,
который в соответствии с ГОСТ 11004—75 «Вентиляторы центробежные (радиаль-
ные) н осевые. Основные размеры и характеристики» определяются формулой
f (<2Нуст)<
Пуст-ср=~7ой^~> (Х11-50)
\ !)уст )l
для чего рабочая область вентилятора разбивается на k четырехугольников,
в центре которых определяются величины Qb Дуст и 1)уСть
По направлению движения воздушного потока в рабочем колесе рудничные
вентиляторы делятся на радиальные (центробежные) [и осевые, а по типу
привода — иа электрические и пневматические.
В процессе эксплуатации установок как главного, так и местного проветри-
вания происходит значительное изменение сопротивления сети, в связи с чем они
должны быть оборудованы регулируемыми вентиляторами. Регулирование ре-
жима работы осевых вентиляторов главного проветривания осуществляется по-
воротом лопаток рабочего колеса и промежуточного направляющего аппарата,
25 П/р В. А. Гребенюка и лр. 769
а также снятием части лопаток с рабочих колес и изменением окружной скорости
колеса (путем замены двигателя). Центробежные вентиляторы главного н мест-
ного проветривания регулируются с помощью поворота лопаток осевых направ-
ляющих аппаратов или закрылков лопаток рабочих колес, а также изменением
окружной скорости колеса (вентиляторы главного проветривания) путем приме-
нения регулируемого электропривода нлн замены двигателя.
Осевые вентиляторы местного проветривания с электрическим приводом
регулируются поворотом хвостовиков эластичных лопаток направляющего ап-
парата, а с пневматическим приводом — изменением расхода сжатого воздуха,
подаваемого на лопатки турбины путем поворота трехходового крана, подключаю-
щего к ппев.мосети одно, два или три сопла. В соответствии с требованиями венти-
ляторные установки главного проветривания должны обеспечивать нс более чем
за 10 минут ревсрснрованне воздушной струи и подавать в выработки не менее
60 % от расхода прн нормальной работе (прн том же сопротивлении сети) Ревер-
сирование воздушной струи в установках с центробежными и осевыми неревер-
сивными вентиляторами осуществляется с помощью системы ляд и обводных ка-
налов, а в установках с осевыми реверсивными вентиляторами типа ВОД путем
изменения направления вращения ротора и поворота лопаток промежуточного
направляющего и выходного спрямляющего аппаратов. В нервом случае произво-
дительность вентилятора составляет 90—95 %, а во втором 60—70 % от произво-
дительности при нормальной работе.
§ 258. Вентиляторы главного проветривания
Осевые вентиляторы типа ВОД (табл XII. 10) предназначены для главного
проветривания шахт и рудников с депрессией до 3-10? Па и расходом воздуха
от 10 до 600 м’.с. Оаи могут использоваться также в металлургической, химиче-
ской и других отраслях промышленности для перемещения воздуха и неагрес-
сивных газов с температурой 5—30 °C Эти вентиляторы (за исключением самого
малого типоразмера — ВОД—11) выполнены реверсивными, однако по специаль-
ному заказу могут поставляться и в нереверсивном исполнении. Они применимы
как для всасывающей, так н для нагнетательной схем проветривания.
Реверсирование воздушной струи осуществляется изменением направления
вращения двигателя с одновременным поворотом лопаток промежуточного на-
правляющего и спрямляющего аппаратов на угол 180° Все операции реверсиро-
вания автоматизированы
Вентилятор ВОД— 11вынолпен нереверсивным, благодаря чему его конструк-
ция существенно упростилась, хотя в установке появились входная и выходная
реверсивные коробки с вертикальными переключающими дверьми.
Вентилятор ВОД—16 выполнен по схеме встречного вращения, преимущество
которой по сравнению с обычными схемами двухступенчатых осевых вентиляторов
заключается в том, что реверсирование воздушного потока производится лишь
за счет изменения направления вращения рабочих колес без поворота направляю-
щих и спрямляющих аппаратов, которые в этой схеме отсутствуют.
Смазка подшипников ВОД—II, ВОД—16, ВОД—21 густая, периодически
пополняемая через выносные масленки, а вентиляторов ВОД—30, ВОД—40
и ВОД—50 — принудительная, циркуляционная, от маслостаицни, состоящей
из двух маслонасосов производительностью 12 л/мин, маслобака, пластинчатого
фильтра, реле протока масла, контактных манометров и арматуры.
Вентиляторы оборудуются колодочным тормозом с электромагнитным при-
водом, обеспечивающим остановку ротора в течение 2—2,5 мин.
Качество монтажа осевых вентиляторов определяется путем проверки со-
стояния подшипников ротора и их вибрации, за.'исра зазора между лопатками
колеса н корпусом, осмотра состояния лопаток колеса и направляющих аппара-
тов, проверки надежности крепления лопаток колеса к втулке и углов их уста-
новки, определения возможности поворота лопаток направляющих аппаратов
и уг.чоз их установки, проварки состояния муфт, приводов направляющих ап-
паратов, центровки валов, работоспособности споемы смазки и контроля тем-
пературы подшипников
770
Техническая характеристика осевых вентиляторов
Показатели
ВОД-1! ВОД-16
Диаметр рабочею колеса, мм 1100 1600
Частота вращения, мин-1 1500 985
Максимальный статический КПД 0,81 0,79
Средневзвешенный статический 0,77 0,77
КПД в нормальной области работы Оптимальный режим: производительность, м’/с 10 42
статическое давление, Па 3300 3300
Область промышленного исполь- зования: производительность, м’/с 7-33 12-67
статическое давление, Па 1150-3900 900-4300
мощность, кВт 22-118 40-270
Масса вентилятора, кг 4200 9920
Масса установки из двух венти- 15 200 21 600
ляторов (без электрооборудова- ния), кг Маховой момент ротора. Н м2 1 100 4 200
Электродвигатель: тип Л-101-4 А-103-6М
мощность, кВт 125 160X2
напряжение, В 120'380 380
Габариты, мм: длина 5 940 8 100
ширина 1 720 2 300
высота 1 720 2 300
Таблица XII.10
Вентиляторы
ВОД-2! вод-зо ВОД-40 ВОД-50
2100 3000 4000 5000
750 500 375 300
0,8 0,8 0,8 0,8
0,76 0,76 0,76 0.76
62 120 245 390
2600 2400 2900 2900
25—115 50-224 85-415 140-640
900—3200 800—2900 1000-3350 1000-3350
70-880 120—670 240—1310 400—2060
11 720 32 300 47 600 88 040
33 900 79 850 122 800 191 320
23 000 12 800 430 000 1 310 000
СД-13-42-8 СДС-15-49-12Р СДС-17-41-16Р СДС-18-39-20Р
500 1 000 1 600 2 000
6 000 6 000 6 000 6 000
14 420 20 580 28 100 32 415
3 000 4 300 5 700 7 200
3 000 4 300 5 700 7 200
Отклонение углов установки лопаток рабочего колеса н аппаратов от задан-
ных ие должно превышать ±1°.
При осмотре подшипников ротора проверяется зазор между роликами и на-
ружной обоймой, величина которого ие должна превышать значений, указанных
в табл. XII. 11. Здесь же указаны марки рекомендуемых смазок.
Центробежные вентиляторы типов ВЦ и ВЦД (табл. XI 1.12) предназначены
для главного проветривания шахт и рудников с депрессией от 15- 10е до 9-107 Па
и расходом воздуха от 5 до 700 м3/с. Онн могут использоваться также в металлур-
гической, химической и других отраслях промышленности для перемещения воз-
духа и неагрессивных газов с температурой 5—30°С. Эти вентиляторы могут при-
меняться как для всасывающей, так и для нагнетательной схем проветривания.
Вентиляторы одностороннего всасывания (ВЦ—11 и ВШЦ—16), кроме
своего основного назначения (главное проветривание), могут применяться в кало-
риферных установках, прн проходке стволов шахт, в системах отопления и вен-
тиляции, для охлаждения электрических машин и других целей.
Вентиляторы ВЦ-11 и ВШЦ-16 имеют асинхронный, а ВЦ-25, ВЦ-32
и ВЦЗ-32 — синхронный электропривод. В отличие от них выпускаемые промыш-
ленностью двусторонние вентиляторы ВПД-32М и ВЦЦ-47 имеют регулируемый
электропривод, обеспечивающий большую глубину экономичного регулирования
за счет плавного изменения скорости вращения приводного двигателя, включен-
ного в систему вентильно-машинного каскада.
Установка с вентиляторами ВЦД-47 спроектирована таким образом, что
опрокидывание воздушной струи обеспечивается без обводных каналов за счет
специальной схемы реверсивных устройств, оборудованных вертикальными само-
ходными лядами, которые омываются с обеих сторон теплым шахтным воздухом,
а резервный вентилятор защищен от проникновения холодного воздуха тепловой
завесой, образуемой выходящим из диффузора воздушным потоком от работаю-
щего вентилятора.
Для определения качества монтажа центробежных вентиляторов проверяются
состояние подшипников и их смазки, зазор между рабочим колесом и входным
патрубком, состояние лопаток и закрылков колеса, надежность его затяжки на
валу. Обращается внимание на состояние и правильность установки лопаток
ОНА, а также на свободу их поворота. Проверяется качество стенок нижней части
спирального корпуса, диффузора и входных коробок, центровки валов, М1фт,
состояние приводов направляющих аппаратов, величина вибрации подшипников,
работа систем смазки и контроля температуры подшипников.
При монтаже и наладке вентиляторов необходимо обращать особое внимание
на зазоры между роликами и наружной обоймой роликоподшипника, нормальная
величина которых указана в табл. XII. 13.
Разность углов установки лопаток ОНА нс должна превышать ±2°. Прн
большей разности усиливаемся ш^м и вибрацкя, снижается производительность
и к. п. д. вентилятора, а у двусторонних машин, кроме того, возникает осевое уси-
лие, приводящее к ускоренному износу подшипников.
Для выбора вентилятора главного проветривания необходимо иметь расчетные
величины расхода воздуха по шахте QUI и статического давления установки flyer
в различные периоды се эксплуатации. Производительность вентилятора Q
(XI 1.51}
где k — коэффициент, учитывающий утечки (притечки) воздуха, равный для
установок на стволах (1,10 — не используемых для подъема; 1,20 — с клетевым
подъемом; 1,25 — со скиповым подъемом). На шурфах, используемых для спуска
и подъема материалов k — 1,30. Кроме того, предусматривается еще запас па
производительности установки, равный 20 %.
Выбор вентиляторов главного проветривания производится по минимуму
приведенных годовых затрат, определяемых формулой
С^Сэ-Мв + Ср + Соз+См + ДнСу. (XII.52)
где С9 — стоимость электроэнергии,' расходуемой установкой в среднем за год,
РУб.; Ав —годовые амортизационные отчисления, руб.; Ср — годовые затраты
на текущие ремонты, ревизии и наладки, руб.; СОб — годовые затраты на обслу-
772
Зазор для подшипников вентиляторов
вентиля- Тип подшипника подшипника
ВОД-11 Роликовый радиальный двухрядный сферический 3616
ВОД-16 То же 3624
ВОД-21 То же Шариковый радиально- упорный 3624 346322Л1
вод-зо Роликовый радиальный 32340
Шариковый радиалыю- упориын 346340Л1
ВОД-40 Роликовый радиальный Шариковый радиально- упорный строенный 1032752 656340Л11
ВОД-50 Роликовый радиальный Шариковый радиально- упорный строенный 2032172 656340Л11
Таблица Xll 11
Габариты подшипника, М.М Диаметр вала, мм Диаметр корпуса, Радиальный зазор в подшипнике. Рекомендуемая смазка
80X 170X58 80Т 170Л 0,04-0,05 Консистентная 1-13
120X 260X 86 120Т 260А 0,04-0,07 То же
120X 260X 86 110X240X50 120Н НОН 260А 0,04—0,07 »
200X 420X 80 200X 420X 80 200Н 200Н 420Л 0,04-0,12 Индустриальное 20 (зимой) Индустриальное 30 нли 45 (летом)
260X440X82 200X420X240 260Т 200Т 44ОА 0,06-0,17 То же
360X 540X106 200X420X240 360А 200Т 540А 0,25-0,35 »
Таблица XII.12
Техническая характеристика центробежных вентиляторов
Показатели Вентиляторы
односторонние двухсторонние
ВЦ-11 ВШЦ-16 | ВЦ-25 | ВЦ-32 | ВЦЗ-32 ВПД-32 и ВЦД-47
Диаметр рабочего колеса, мм 1100 1600 2500 3200 3200 3200 4700
Частота вращения, мни-1 1460 (970) 980 (730) 750 (600) 600 (500) 600 (500) 600-300 490—250
Максимальный статический кпд 0,85 0,85 0,86 0,84 0,84 0,84 0,86
Максимальный полный КПД Средневзвешенный статический КПД установки в нормальной области работы Оптимальный режим: 0,86 0,86 0,87 0,85 0,85 0,85 0,87
производительность, мэ/с 14 (9,5) 29 (21,5) 62 (30) 108 (90) 105 (83) 200 500
статическое давление. Па Область промышленного исполь- зования- 276 (122) 2630 (1460) 3950 (2500) 4300 (3000) 4450 (3070) 4780 7000
производительность, м3/с 5,5—20,5 (3,7—13.5) 11-42 (8—31) 28—97 (22—77) 45—166 (37-137) 48—175 (40-146) 60-305 160—710
статическое давление, Па 1150-3500 (520-1480) 1100-3350 (610—1870) 1550—4700 (1000-3000) 1880—5750 (1300-3580) 1800-7000 (1250-4830) 700—5100 1400—9300
Мощность, кВт 30—51 (9. 15,5) 60—100 (25-42) 200-355 (105 -180) 350-640 (200-370) 310-1120 (178-645) 150—1200 350-4300
Масса вентилятора, кг 2000 5465 8145 16 330 16 600 28 250 75 000
Способ регулирования Габариты, мм- OceBi ой направляю uuiii аппарат (ОНА) Поворот- ные закрылки. ОНА Регулируе- мый элек- тропривод и ОНА Регулируе- мый элек- тропривод
длина 3 470 4 675 4 900 5 660 5 660 8 550 16 200
ширина 4 230 6 180 5 230 5 450 5 450 5 450 8 350
высота 2 730 3 400 4 260 6 350 6 350 6 350 10 350
Величина зазоров подшипников вентиляторов
Вентилятор Тип подшипника Номер подшипника
ВЦ-11 Роликовый радиальный двухрядный сферический 3618
ВШЦ-16 То же 3528
ВЦ-25 » 3644
» 13636
ВЦ-32 (ВЦЗ-32) Упорный шариковый ра- диально упорный сдво- енный В266340Л1
Радиальный роликовый 32340
ВЦД-32 м Роликовый радиальный двухрядный сферический 1Н13636
ВЦД-47 То же 1Н3013176
Таблица XII.13
Габариты подшипника. Диаметр Диаметр отверстия корпуса, Радиальный зазор в подшипнике. Рекомендуемая смазка
90Х 190X64 9011 190Л3 0,04-0,06 Консистентная 1-13
140X250X68 14011 250Л3 0,09-0,09 То же
220X460X145 220Н 460 0,09—0,12 Масло турбин- ное 46
200X420X138 18011 420 0,07-0,10
- 200Т 480 V, - То же
200 X 420 X 80 200Т 480Л3 0,04—0,08 >
200 X 420 X 138 180С, 420 0,17—0.23 •
380 Х600Х 148 380С. 600-} 0,12 -I 0,05 0,21-0.34
живание, руб.; См — стоимость вспомогательных материалов за год, руб.; Ен =
= 0,15 — нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;
Су — стоимость установки, руб.
Среднегодовая стоимость электроэнергии, расходуемой за период работы
установки
c’-ri (та;"Т;п,.8,м>>|+Л'Л>)'”''’ <Х"И)
где i — номер периода эксплуатации установки при неизменном вентиляционном
режиме; ЛустПэ — КПД установки и электропривода; Ая1, А,» — тарифы единиц
потребляемой энергии (руб./кВт-ч) и установленной мощности двигателей
(руб/кВа); N — установленная мощность привода, кВа; mt — число лет работы
установки в Z-том периоде.
§ 259. Вентиляторы местного проветривания
Шахтные осевые вентиляторы местного проветривания с электрическим при-
водом типа ВМ-м (табл. XII. 14) предназначены для проветривания тупиковых
выработок с помощью трубопроводов, работают как на всасывание (прн этом ис-
пользуются жесткие трубы), так и на нагнетание (с использованием гибких и
жестких труб). Взрывобезопасное исполнение вентиляторов РВ позволяет при-
менять их иа шахтах, опасных по газу и ныли. Они также могут применяться и
на поверхности шахт и в системах общепромышленной вентиляции. Число, стоя-
щее в шифре вентилятора, обозначает выраженный п дециметрах диаметр реко-
мендуемого трубопровода.
Вентиляторы типа ВМ-м обеспечивают производительность от 1 до 30 м3/с
при давлении от 7-10е до 42-10* Па (рис. XII.14). Эти вентиляторы делятся па
нерегулируемые (ВМ—Зм и ВЧ—4.м) и регулируемые (ВМ—5м, В И—6м, ВМ—8м,
ВМ—12м).’
Вентиляторы ВМ—6м (рис. XI 1.15) состоят из регулируемого входного на-
правляющего аппарата 1, рабочего колеса 2, корпуса со спрямляющим аппара-
том 3, встроенного взрывобезопасного электродвигателя 4 и салазок 5. Регулируе-
мый направляющий аппарат имеет девять резиновых лопаток, входные и выходные
кромки которых армированы стальными пластинами. Для регулирования вентиля-
тора необходимо торцевым ключом повернуть вал механизма одновременного
поворота, расположенный во всасывающем отверстии вентилятора.
Пневматические вентиляторы (рис. XI 1.16, табл. XI 1.15) обеспечивают рас-
ходы от 0,3 до 8 м*/с при давлении от 5-10* до 28-10° Па.
Самым мощным из пневматических вентиляторов является ВМП—6м
(рис. XI 1.17), который состоит из передней 1 и задней 2 частей корпуса, рабочего
колеса с турбиной 3, вала с подшипниками 4, коробкн с соплами и салазок. Вен-
тилятор регулируется с помощью коробки с соплами н трехходовым краном, обес-
печивающим подачу сжатого воздуха на турбину через одно, два или три сопла,
что соответствует работе вентилятора на пониженном, нормальном и усиленном
режимах.
Рабочее колесо вентилятора ВМП—6м выполнено сварным и снабжено обо-
дом, па периферии которого закреплены капроновые лопатки турбины активного
типа, имеет коническую втулку с приваренными к ией семью кручеными лопат-
ками. Аналогичную конструкцию имеют остальные вентиляторы типа ВМП—м.
К осевым вентиляторам местного проветривания разработаны глушители
шума типа ГШ (табл. XII 16), которые присоединяются к вентилятору со стороны
всасывания и нагнетания.
Применение глушителей вызывает дополнительные потерн, вследствие чего
полное давление и КПД вентилятора снижаются на 3—5 %.
Перед спуском электрических осевых вентиляторов в шахту проверяют ис-
правность кабельного ввода, правильность соединения обмоток двигателя для со-
ответствующего напряжения (380 и 660 В), сопротивление изоляции обмоткн ста-
776
Техническая характеристика осевых вентиляторов местного проветривания
Показатели ВМ-Зм ВМ-1ч
Номинальный диаметр трубопровода, мм 300 400
Диаметр рабочего колеса, мм 296 398
Производительность, м3/с: оптимальная 1.1 1,9
в рабочей зоне 0,7-1,7 0,8-2,6
Полное давление, Па; оптимальное 950 1300
в рабочей зоне 1000—400 1450-700
Максимальный полный к. п. д.: вентилятора 0,7 0,72
агрегата 0,58 0,61
Потребляемая мощность в рабочей области, кВт 1-2,2 2,8-3,8
Уровень шума в рабочей области без глуши- 78-82 82-88
теля на расстоянии 2 м от всоса, дБ Габариты, мм: длина 560 740
ширина 450 550
высота 450 560
Электродвигатель ВРМ802 ВАОМ32-2
Напряжение, В 360/660 380/660
Масса агрегата, кг 80 140
Таблица ХП.14
ВМ-5м ВМ-6м ВМ-8м 8М-12м
500 600 800 1200
496 595 700 1185
3,2 5,7 10 20
1,7-4,7 2,3-8 4-13 10-32
2100 2600 3200 3000
2400-600 3400—750 4200-800 3800-800
0,75 0,76 0,76 0,76
0,67 0,68 0,68 0,71
5-13 10—22,5 15-50 40-110
92-100 100-110 106-112 100—105
935 1050 1500 1900
650 730 880 1950
670 750 1100 1500
ВРМ132М2 ВАОМ62-2 ВРМ200 ВРМ280
380/660 380/660 380-660 380-660
250 350 750 2300
б
ЦкВт
ВО fOO tOO fOO ”” -“~r----------
s
1050
Рис. хи.1$. вентилятор DM-Gm
Рис. XII.16. Рабочие области пневматических вентиляторов:
Н — статическое давление; Q — производительность вентилятора
тора по отношению к корпусу вентилятора, которая в холодном состоянии должна
быть не меиее 50 МОм.
После тщательного осмотра, при котором вручную проверяют легкость вра-
щения ротора, отсутствие вмятин па корпусе в районе колеса, вентилятор можно'
считать годным к эксплуатации.
Для смазки подшипников рекомендуется консистентная смазка
ЦИАТИМ—203 или жировая 1—13. Первую из них следует заменять через 3000 ч,
а вторую через 1500 ч работы. Профилактический осмотр и ревизию вентилятора
следует производить не реже одного раза в полгода, обращая особое внимание на
двигатель, подшипники, кабельный ввод и рабочее колесо.
Осевые пневматические вентиляторы перед спуском под землю следует тща-
тельно осмотреть, особенно рабочее колесо и лопатки турбиНк. Для их подшип-
ников качения применяются те же смазки, что н для электрических вентилято-
ров, но сроки нх замены следует уменьшить вдвое.
781.
Таблица X11.15
00
Техническая характеристика пневматических веитиляюрон
Показатели ВКМ-200А ВМП-Зм ВМП-4 ВМП-5м ВМП-бм
Номинальный диаметр тру- бопровода, мм 200 300 400 500 600
Производительность, м3/с: 0,42 1,0 1,84 3,20 6,0
оптимальная
в рабочей области 0,3-0,58 0,42—1,67 0,75—2,67 1,33-4,66 2-3
Полное давление, Па
оптимальное 950 1150 1800 1900 2700
в рабочей области 1100—400 1200-400 2200-400 2000-500 2900-600
Максимальный полный адиа- батический к п. д агрегата 0,19 0,24 0,28 0,30 0,35
Рабочее давление сжатою воздуха (избыточное), Па (2-3,5)-10s (3-5)-10‘ (3—5)'10“ (3-5)-10‘ (3-5)-10‘
Максимальная мощность турбпиы па валу, кВт Расход сжатого воздуха при расчетном давлении иа ре- жимах, МЯ/МН1Г 0,7 2 5 24
усилепном 1.2 3 5 8 19,5
нормальном — 2 6 14,5
пониженном —
Габариты (длина X шири- на X высота), мм 210X340X310 300X450X450 300X550X556 650X 670X 700 700X805X850
Масса, кг 20 70 50 180 270
Vhc. XII.17. Вентилятор ВМП-бм
Работа вентиляторов без оградительной решетки па входе запрещается.
Вентиля горные трубы и их отдельные элементы необходимо тщательно заземлять.
При подключении вентилятора к пускателю должно быть выполнено заземление
корпуса вентилятора Осмотр, проверку и измерение электрического сопротив-
ления заземления необходимо выполнять в соответствии с требованиями ПБ
В связи с тем, что осевые вентиляторы местного проветрнвання развивают
сравнительно невысокое давление, а использование установок более чем с двумя
Таблица XII. 16
Технические характеристики глушителей шума типа ГШ
Показатели ГШ-4 ГШ-5 ГШ-6 ГШ-8
Номинальный диаметр трубопровода, мм 400 500 600 800
Снижение уровня шума иа расстоянии 15 мм от вход- 6 12 12 12
ного патрубка, дБ Габариты (длина X ши- 600Х555Х 750X655х 900Х755Х 850Х I020X
рина X высота), мм Х555 Х655 Х755 Х1020
Масса, кг 40 67 90 208
783
Рис. XII.18. Аэродинамические характеристики
центробежных вентиляторов местного прове-
тривания:
Н — статическое давление; Q — производитель-
ность вентилятора
последовательно включенными вен-
тиляторами нецелесообразно (вслед-
ствие резкого снижения надежности
и эффективности таких установок),,
для проходки стволов или подгото-
вительных выработок большой про-
тяженности применяются центро-
бежные вентиляторы местного
проветривания (рис. XII. 18,
табл. XII.17), развивающие да-
вление до 9-107 Па и обеспечивая
производительность от 1,6 до
46,5 м3/с.
Вентилятор ВЦ-7 предиа-
зиачсн для проветривания глу-
хих забоев подготовительных вы-
работок сечением от 6 до 14 м2
и длиной до 2500 м, а также шахт-
ных стволов диаметром до 5 м
и глубиной до 800 м, проходи-
мых с применением буровзрыв-
ных работ и проветриваемых нагнетательным снсссбсм с помещью гибких
или жестких воздуховодов диаметром от 0,5 до 0,8 м. Взрывобезопасное исполне-
ние этих вентиляторов обеспечивает возможность нх эксплуатации в шахтах опас-
ных по газу и пыли. Вентиляторы ВЦ-7 могут также применяться для проветри-
вания тоннелей и других объектов, 1де требуется высокое давление.
Вентилятор ВЦ-9 предназначен для проветривания тупиковых подземных
выработок длиной 2,5—3 км на шахтах и рудниках, опасных по газу и пыли, а
также при проходке глубоких шахтных стволов
Правила эксплуатации вентиляторов ВЦ-7 и ВЦ-9 не отличаются от пра-
вил эксплуатации электрических осевых вентиляторов местного проветривания.
Для подшипников вентилятора и двигателя следует применять смазку
ЦИЛТИМ—203, пополняя се не реже одного раза в три месяца.
Таблица XII. 17
Техническая характеристика центробежных вентиляторов
Показатели ВЦ-7 ВЦ-9
Диаметр рабочего колеса, мм 750 900
Частота вращения, мин-1 2960 2980
Максимальный полный КПД 0,78 0,77
Средневзвешенный полный КПД в нор- 0,75 0,72
мальной области работы
Производительность, м’/с:
оптимальная 7 20
в рабочей области 1,5-10,7 5-29
Полное давление. Па:
оптимальное 51-10* 83- 10е
в рабочей области (90-14) 10* (10-3) 10»
Потребляемая мощность в области 20-76 100-215
промышленного использования, кВт
Габариты (длина X высота X ширина), 1480Х 1430Х 1200 1490X 1725X3230
мм
Масса (с электродвигателем), кг 1400 4600
784
Таблица XII. 18
Срок» службы вентиляционных труб
Трубы Условия эксплуатации
хорошие (выработки сухие) плохие (выработки сырые, вода агрессивная)
Металлические 30-48 22-26
Капроновые и ПХВ 14—16 10—12
Прорезиненные 8—10 4—6
Развиваемое вентилятором давление расходуется па преодоление сопротив-
ления трубопровода и проветриваемой выработки. Потери давления при движении
воздуха по ^плотному трубопроводу (выработке)
где Q — производительность вентилятора, м’/с; R— сопротивление трубопровода
(выработки), Я-с2/м3
К = (X1I.55)
где а — коэффициент аэродинамического сопротивлеиня, //-c2/m4; L, dr — длина
и гидравлический диаметр трубопровода (выработки), м.
dr=^-, (XI 1.56)
где 5 — площадь поперечного сечения трубопровода (выработки), м2; П — пери-
метр трубопровода (выработки), м.
Так как потери давления, связанные с движением воздуха в трубопроводе,
примерно на три порядка превосходит потери давления в выработке, последние
при расчете вентиляционной установки можно не учитывать.
Коэффициент аэродинамического сопротивления трубопровдоа удобно оп-
ределять с помощью формулы:
где а = 0,0038 для жестких труб с прямолинейной навеской, 0,0050 — то же,
с изломами па стыках; 0,0030 —для гибких труб с прямолинейной навеской;
0,0045 — то же, с волнистой навеской; 0,0120 — то же, со складками.
Вследствие неизбежных утечек воздуха, для обеспечения гарантированного
расхода воздуха Qo У забоя, необходимо увеличивать производительность (Q>
> Qo) и давление (Я > /?Qj) вентилятора, что может быть учтено с помощью коэф-
фициентов резервирования расхода
о Q <XIL58)
PQ = Qt
и давления
р Н _PQ~l (XI 1.59)
*<% 2lBPQ '
где k — коэффициент, характеризующий неплотности трубопровода иа единицу
длины и составляющий 10”3—2-10"4 для новых труб, проработавших на нагнета-
ние ие более четверти срока годности (табл. XI 1.18). Для труб, проработавших
более половины этого срока, коэффициси г k должен быть увеличен в 1,5—2,0 раза.
26 П/р В. А. Гребенюка и др. 785
ГЛАВА 2
ПРЕДУПРЕЖДЕНИЕ И ЛИКВИДАЦИЯ ПОДЗЕМНЫХ ПОЖАРОВ
§ 260. Общие сведения о подземных пожарах
Подземным пожаром считают вес случаи появления в шахте открытого огня
или дыма, тления горючих материалов, а также устойчивого содержания окиси
углерода сверх допустимых норм, если это пе вызвано нормальным ее выделением
или производственным процессом.
Рудничные пожары подразделяются па эндогенные и экзогенные.
К эндогенным относят пожары, возникающие от самовозгорания полезного
ископаемого или вмещающих пород.
Экзогенными называют пожары, возникающие от внешних тепловых импуль-
сов. Наибольшее количество экзогенных пожаров происходит в штреках, квер-
шлагах, в электромашиниых камерах, в околоствольных дворах, в стволах и
штольнях. Причинами этих пожаров яв.лястся загорание кабелей, обмоток элек-
тродвигателей, трансформаторного Madia, деревянной крепи, вентиляционных
труб и т. д.
Около 65 % экзогенных пожаров приходится па долю пожаров от электри-
чества, которое является основным носителем пожарной опасности.
Наибольшее количество эндогенных пожаров приходится па выработанное
пространство, штреки и их сопряжения с другими выработками. Эндо1еиные
пожары возникают в результате развития физико-химических процессов в раз-
рыхленных массах сульфидных руд.
Наиболее распространенными минералами в сульфидных месторождениях
являются пирит FeS2, халькопирит CuFeS;, халькозин Cn2S, ковелии CuS, борнит
Ct'sFeSj и многие другие. Из них наиболее опасным по самовозгоранию является
пирит.
К числу факторов, влияющих па самовозгорание сульфидных руд .можно
отнести физические, химикомиисралогнческие и электроактивность сульфидов.
Степень измельчения руды оказывает существенное влияние па температуру
самовозгорания сульфидов Чем меньше величина зерен измельченной сульфид-
ной руды, тем ниже температура самовозгорания.
Влага играет в эндогенных пожарах важную роль Опа является мощным
фактором, способствующим самовозгоранию пирита, а в больших количествах
она может временно приостановить процесс и охладить нагретые массы до нор-
мальной температуры. Однако применять воду для ликвидации остаточных тем-
ператур опасно, так как она активизирует в последующее время окислительные
процессы
Древесина почти всегда присутствует в местах возникновения эндогенных
пожаров. Она в первую очередь к воспламеняется при достижении соответству-
ющей температуры, образующейся в результате окисления древесно-рудной
массы. В выработанных пространствах древесина подвергается воздействию
многих факторов. На нее воздействуют кислые воды. Растворы серной кис-
лоты и сульфатов гидролизуют древесину, в результате чего образуются про-
дукты окисления с пониженной температурой воспламенения.
Методов распознавания начинающегося пожара несколько определение
по внешним признакам, газоаиалитический метод, физические методы.
Внешними признаками начинающегося пожара являются:
1. Увеличение влажности воздуха, доходящей до фазы тумана, вблизи
пункта затронутого развивающимися процессами окисления. Это результат испа-
рения влаги из полезного ископаемого.
2. Потение выработок, заключающееся в осаждении иа холодную поверх-
ность выработки капель воды, вынесенной воздушной струей в виде пара из
участка нагревания.
3. Запахи в выработках, являющиеся следствием дистилляции древесины
или окисления сульфидов, в результате которых образуется характерный кисло-
вато-битуминозный запах и сернистый газ, раздражающе действующий па сли-
зистые оболочки глаз, носа.
786
4. Повышение температуры воздуха, выходящего из пораженного окисле-
нием участка выработанного пространства
Все указанные признаки, улавливаемые органами чувств человека, обычно
характеризуют очаги пожаров с относительно развитой формой самовозгорания.
Поэтому для определения более ранних стадий процесса окисления следует
пользоваться аппаратурой.
Температура воздуха и воды в действующих выработках может определяться
обыкновенными термометрами, установленными па все время наблюдений. Сбор
данных о температуре в заданных точках может быть дистанционным со снятием
параметров иа пульте управления. Главной задачей при замерах является уста-
новление динамики нзмсисния температуры во времени для каждой точки.
Относительная влажность воздуха в местах замеров определяется психро-
метром.
Наиболее ранняя стадия самовозгорания древесно-рудной массы устанавли-
вается по динамике изменения относительной влажности во времени.
Самым точным и падежным методом своевременного обнаружения само-
нагревания древесно-рудной массы является гаэоаналитический метод опробо-
вания рудничного воздуха.
Во всех опасных в пожарном отношении участках выбирают пункты наблю-
дений на входящих и исходящих струях и в них периодически набирают пробы
воздуха для анализа
Главными газовыми компонентами, характеризующими динамику развития
процесса самонагревания являются кислород, углекислый газ, сернистый газ
и окись углерода. Устойчивое появление в рудничной атмосфере окиси углерода
и сернистого газа считается признаком прямой пожарной опасности участка.
Методом раннего распознавания самонагревания древесно-рудной массы
является анализ рудничной воды Анализ производится для определения содер-
жания свободной серной кислоты, мели, железа.
Динамика изменения состава воды во времени вместе с замерами ее темпе-
ратуры является важным показателем состояния пожарного участка.
§ 261. Методы борьбы с подземными пожарами
Различают три группы методов ликвидации пожаров: активные, изолнрова*
ния пожара и комбинированные.
Активные методы заключаются в иепосредствсиио.м тушении пожара техни-
ческими средствами В настоящее время эти методы ликвидации пожаров яв-
ляются основными. Они осуществляются водой, подаваемой струей или в распы-
ленном состоянии, химическими огнетушителями, песком или инертной пылью.
Вода является эффективным средством борьбы с подземными пожарами. Меха-
низм ее действия заключается в следующем Вода, поданная в виде сильной струи,
механически сбивает пламя, охлаждает горящие поверхности до температуры,
при которой устраняется возможность дальнейшего горения, а образующийся
в большом количестве пар (1700 л на 1 л воды) изолирует горящие поверхности
от кислорода воздуха
Тушение пожара водой требует соответствующих мер предосторожности,
так как образующийся при тушении пожара пар в замкнутом объеме может
явиться причиной ожогов людей, занятых ликвидацией пожара
Вода, как средство тушения пожаров, обладает следующими недостатками.
На крутопадающих месторождениях, проходя через нагретые массы, переносит
тепло на нижележащие горизонты, вызывая в них более интенсивное развитие
окислительных процессов, а при подаче в небольших количествах н слабыми
струями она быстро превращается в пар, иногда раскисляясь до Н2, СО2 и СО.
При слабых боковых породах вода, поданная в значительных количествах, от-
рицательно сказывается иа их устойчивости.
В целях повышения эффективности и устранения указанных недостатков
в некоторых случаях применяют воду в распыленном состоянии В этом случае
легче достигается изоляция горящих предметов от кислорода воздуха и тушение
пожара происходит при значительно меньшем расходе воды.
26* 787
Водораспылители присоединяются к пожарному трубопроводу для образо-
вания водяных запес. Водяные завесы нс допускают непосредственного воспламе-
нения материалов в зоне завесы и снижают температуру пожарных газов, прохо-
дящих через нее.
Для борьбы с пожарами широкое применение получил мощный воздушно-
пенный огнетушитель МВП-5. Он смонтирован на колесном ходу, что позво-
ляет транспортировать его по рельсовым путям. Ои состоит из цистерны и двух
баллонов для сжатого воздуха.
Сжатый воздух через дозировочные редуктора выдавливает из цистерны
пенообразующий раствор в воздушчоненный ствол, из насадки которого сжатым
воздухом выбрасывается пена. Опа покрывает поверхность горящей массы и
ликвидирует горение. Огнетушитель действует 8 мни и дает струю жидкой пены
длиной 10—15 м. Общее количество выбрасываемой огнетушителем пены состав-
ляет 4200 л.
Тушение пожаров песком и инертной пылью заключается в покрытии горя-
щей поверхности. Это изолирует горящие тела от кислорода воздуха. Поскольку
песок и инертная пыль неэлектропроводны, ими можно безопасно тушить пожары,
возникшие от неисправности электроустановок, кабелей, а также легковоспла-
меняющейся жидкости.
Борьба с пожаром методом изолирования заключается в окружении пожар-
ного участка перемычками настолько плотно, чтобы достичь его герметизации.
Теоретически после такой герметизации и расходовании кислорода воздуха,
имеющегося в перемычеином участке, горение должно прекратиться.
В атмосфере изолированного пожарного участка возрастает содержание
углекислоты и горючих газов При достижении взрывоопасной концентрации
этих газов и наличии кислорода свыше 12 % возникает опасность взрыва.
При вскрытии перемычек после пожара нс исключены рецидивы. Объяс-
няется это более энергичным поглощением кислорода ранее нагретой, а затем
охлажденной древссио-рудной массы.
Метод изолирования следует рассматривать как начальный этап ликвидации
пожара.
Комбинированные методы применяют, когда очаг пожара недоступен для
людей. Пожарный участок оконтуривается системой перемычек и в изолирован-
ный перемычками участок нагнетают заиливающие суспензии или инертные
газы.
Наиболее распространенным методом борьбы с пожарами является заилива-
ние. Пожарный участок заполняется глиной, подающейся в виде пульпы. При
этом стремятся к тому, чтобы вода пульпы полностью дренировала в действующие
выработки, а глина осела в участке, закупорив имеющиеся в нем пустоты.
Заиливание может осуществляться различными способами в зависимости от
характера и места возникновения пожара.
Если пожар произошел иа глубине до 300 м от земной поверхности, то в этом
случае подача пульпы производится по скважине самотеком, а приготовление
пульпы осуществляется непосредственно над скважиной или в специальном
карьере с перекачкой пульпы грязевыми насосами.
Если пожар произошел на большой глубине, то бурение скважины оказы-
вается нецелесообразным и пожарный участок заиливают из выработок. До-
ставка материалов может производиться двумя путями. Пульпа готовится иа
поверхности и подается к месту пожара по пульпопроводу насосами или в шахту
доставляется глина в твердом состоянии, н пульпа готовится у места потребления.
В обоих случаях в зависимости от условий пульпа подается в пожарный участок
грязевыми насосами снизу вверх или сверху вниз. Она должна иметь консистен-
цию Т : Ж = 1 ' 2.5 - 1 : 2.
Материал, применяемый для заиливания, должен обладать следующими
свойствами. Способностью образовывать пульпу с относительно небольшим ко-
личеством воды, не засорять труб при своем движении, легко отдавать воду, иметь
возможно меньший коэффициент усадки, быстро оседать из пульпы с минималь-
ным выносом шлама.
Скважины для подачи заиловки в отработанный участок н для непосредствен-
ной борьбы с пожарами бурят с таким расчетом, чтобы они ограничивали рас-
788
пространепие пожара по простиранию месторождения и позволили быстро ликви-
дировать горение. Сетка скважин прн ликвидации пожара может быть размером
8X8 и с тенденцией к уменьшению
Как правило, пожар вначале ликвидируют водой, подаваемой по скпажипе,
а затем производится заиливание подачей пульпы.
Кроме указанных выше методов борьбы с пожарами на практике применяют
методы, основанные иа вытеснении кислорода воздуха из очага пожара и частич-
ного выноса тепла газами и водой. Газы по сравнению с заиливанием имеют то
преимущество, что они легко проникают в поры и микротрещины пород, в кото-
рые глина пс проникает.
Наиболее успешно можно ликвидировать пожар прн тушении парагазовой
смесью Способ заключается в подаче к очагу пожара по выработке, по которой
проходит воздушная струя, парогазовой смеси с помощью генератора Произво-
дительность генератора должна быть равна расходу воздуха в выработке, то-есть
воздух, идущий к очагу пожара, должен заменяться инертной газовой смесью.
При прохождении через очаг пожара смеси сразу же прекращается пламенное
горение, и горевшием атерналы постепенно охлаждаются до нормальной тем-
пературы.
Для образования парогазовой смеси применяют генератор ГИГ-4 производи-
тельностью 340 м:*/мин, действующий по принципу турбореактивного двигателя
с дополнительным выжиганием кислорода из газообразных продуктов сгорания
топлива и охлаждением их распыленной водой до 80—100 4С. В парогазовой
смеси, выходящей из генератора, содержится около 52 % азота, 40 % водяного
пара, 7 % углекислого газа и не больше 3—5 % кислорода Генератор спускают
в шахту и перевозят по выработкам в разобранном виде.
Следует иметь в виду, что термин «инертные газы» употребляется только
в смысле их свойств не поддерживать горение. В действительности все они яв-
ляются смертельно опасными для человека.
§ 262. Ликвидация последствий рудничных пожаров
Пожар считается потушенным, когда иа пожарном участке и в прилегающих
к нему выработках отсутствуют окись углерода, сернистый газ, восстановлен
нормальный режим проветривания и температура воздуха не превышает обычной
температуры иа этом участке.
После окончания работ по тушению подземного пожара методом изоляции
и до списания его в категорию потушенных ведут наблюдения за составом и тем-
пературой атмосферы в пожарном участке, а также за температурой вытекающей
воды
Для проведения наблюдений за температурой н составом газов через пере-
мычку пропускают трубы диаметром 50—70 мм в заперемычениое пространство
иа расстояние ие менее 2 м. Пробы воздуха набираются насосом в резиновую
камеру.
Температура воздуха замеряется термометром, пропускаемым через пере-
мычку в металлической гильзе.
Если данных, собираемых в подземных выработках, оказывается недостаточно
для суждения о прекращении пожара, то с поверхности закладывают контрольные
скважины. Скважины обсаживают перфорированными трубами Из контрольных
скважин побирается проба воздуха, а также производится измерение темпера-
туры в них.
Порядок списания пожаров в категорию потушенных устанавливается
разрабатываемыми инструкциями по предупреждению и тушению эндогенных
пожаров. После получения данных об отсутствии признаков горения, наблюдения
за изолированными участками, на которых намечается дальнейшая выемка или
они будут подработаны нижними горизонтами, должны продолжаться ие менее
3 месяцев. За остальными пожарными участками контрольные наблюдения длятся
не менее месяца.
При получении результатов, подтверждающих отсутствие признаков горе-
ния, пожар может быть списан после проведения разведки со вскрытием пере-
мычек. Разведка не производится, если комиссия, производящая обследование
789
состояния пожарного участка, установит невозможность или нецелесообразность
разведки.
При вскрытии перемычек особое внимание уделяется мерам предосторож-
ности производятся обмывка выработок, установка водяных заслонов, заранее
подготовляются материалы и инструмент на случай повторного закрытия пере-
мычек.
Исходящую струю из вскрываемого пожарного участка по возможности
направляют непосредственно в общую исходящею струю шахты. Люди, находя-
щиеся на пути движения струи из вскрываемого участка, должны быть предва-
рительно выведены.
К восстановительным и эксплуатационным работам в списанном пожарном
участке разрешается приступать лишь по истечении расчетного времени про-
ветривания, указываемого в инструкциях и при отсутствии в пробах воздуха
признаков возобновления пожара.
§ 263. Горноспасательное дело
Отрасль горного дела, охватывающая научные основы, технику и органи-
зацию спасения людей, застигнутых подземными авариями, а также профилак-
тику и ликвидацию таких аварий, называется горноспасательным делом.
Во главе горноспасательного дела стоит управление ВГСЧ. В подчинении
штабов ВГСЧ имеются военизированные горноспасательные отряды. ВГСО имеют
в своем составе взводы, одни из которых, расположенный па территории штаба
ВГСО, называется оперативным, а остальные — номерными.
Взвод является наименьшим организационно-оперативным подразделением,
способным выполнять оперативные задачи по ликвидации аварий и спасению
застигнутых ими людей.
Оперативный состав взвода распределен между тремя круглосуточными сме-
нами — дежурной, резервной и свободной — по одному или несколько отделений
в каждом. Взвод обслуживает одну или несколько шахт, расположенных в ра-
диусе 5—10 км каждая.
На военизированные горноспасательные части возлагаются следующие
задачи-
а) производство работ по спасению людей, застигнутых подземными ава-
риями, и по ликвидации самих аварий;
б) выполнение в шахтах технических работ, требующих применение респи-
раторов;
в) участие в тушении пожаров и ликвидации других аварий, если они угро-
жают находящимся в горных выработках людям,
г) изучение и профилактическое обследование горных выработок для при-
нятия мер, устраняющих возможность возникновения аварий;
д) участие в проверке в действии планов ликвидации аварий;
е) производство анализов газового состава рудничного воздуха и его запы-
ленность, испытание рудничных канатов;
ж) изготовление кислородио-дыхательиой и оживляющей аппаратуры и
другого горио-спасательиого оборудования.
Выезд отделений ВГСЧ на рудники для ликвидации аварий и проведения
профилактических обследований производится иа специальных автомо-
билях.
Связь между отделением, ушедшим в загазованные гь'ргбетки и отделением,
оставшимся в резерве, осуществляется при помещи громкоговорящего однопро-
водиого аппарата ШФ-4. Сообщения из загазованных выработок передаются
кодом или азбукой Морзе. Для связи между отрядсм и язводами, а также опера-
тивными машинами, находящимися в пути следования на расстоянии 25—30 км,
используется ультракоротковолновая связь.
790
ГЛАВА 3
ОХРАНА ТРУДА И ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ
§ 264. Анализ производственного травматизма
и заболеваний
Несчастным случаем или травмой называют мгновенное повреждение тела
человека или нарушение функций его органов в результате неожиданного внеш-
него воздействия. В зависимости от источника вредного воздействия иа организм
человека можно выделить несколько видов травм' механические (ушибы, порезы,
вывихи, переломы, проколы), термические или тепловые, химические, электри-
ческие, отравления и удушья, комбинированные.
Несчастный случай признается связанным с работой, если он произошел
прн выполнении трудовых обязанностей;
в пути иа работу или с работы;
га территории предприятия в течение рабочего дня, если нахождение там
не противоречило правилам внутреннего трудового распорядка.
Повреждения, не связанные с выполнением производственного процесса и
полученные вне территории предприятия, относятся к бытовым травмам.
Несчастный случай считается не связанным с производством, если в резуль-
тате расследования будет установлено, что он произошел при изготовлении ка-
ких-либо предметов в личных целях без разрешения администрации или само-
вольном использовании транспортных средств, принадлежащих предприятию,
прн хищении материалов, инструментов или других предметов, в результате
опьянения.
Производственные травмы классифицируют по тяжести исхода и по числу
одновременно пострадавших.
Исход может быть легким, тяжелым и смертельным. Заключение о степени
тяжести повреждений дают врачи лечебных учреждений, не ожидая окончания
лечения пострадавшею.
По числу одновременно пострадавших различают одиночные и групповые
несчастные случаи. Одиночными несчастными случаями являются такие, которые
произошли с одним человеком. Групповыми считаются те несчастные случаи,
прн которых на данном рабочем месте от одной и той же причины или разных
причин, но являющихся следствием одного явления, одновременно пострадали
два человека и более, независимо от степени тяжести
Несчастные случаи, вызвавшие потерю трудоспособности на полный рабо-
чий день и более, а также случаи со смертельным исходом подлежат расследо-
ванию с составлением акта. Расследование и составление акта по форме Н—1
должно быть проведено в течение 24 часов. Одиночные тяжелые случаи, а также
групповые несчастные случаи, независимо от исхода последних, подлежат допол-
нительному специальному расследованию. Специальное расследование произ-
водится комиссией из представителей органов Госгортехнадзора, технической
инспекции профсоюзов и вышестоящей хозяйственной организации.
Учету подлежат только те из зарегистрированных иа предприятии несчаст-
ных случаев, связанных с производством, которые вызвали утрату трудоспособ-
ности сроком па четыре дня и более, а также смертельные случаи.
Причины производственного травматизма делятся па 3 основные группы:
технические, организационные и санитарно-гигиенические.
К техническим причинам относятся такие как несовершенство технологи-
ческого процесса, оборудования, инструмента и приспособлений; отсутствие
предохранительных устройств, некачественное ограждение горных выработок,
токоведущих и движущихся частей механизмов; неудовлетворительное освеще-
ние и проветривание горных выработок; нарушение утвержденных проектов,
паспортов, схем.
Все технические причины можно объединить в 3 категории:
опасное состояние окружающей материальной среды (неисправное оборудо-
вание, несоблюдение зазоров, наличие заколов);
791
опасная технология, принятая иа производстве (применение несоответству-
ющей системы разработки, паспортов крепления, управления кровлей и буро-
взрывных работ);
опасные методы работ и другие опасные действия самих пострадавших.
К организационным причинам травматизма относятся различные недостатки
организационного характера в работе предприятий (неправильная организация
труда и отдыха, недостаточная обученность, отсутствие инструмента, неудовле-
творительное состояние производственной дисциплины).
Санитарно-гигиеническими причинами являются ненормальные метеороло-
гические условия (температура, влажность, скорость движения воздуха), загряз-
ненность воздуха, наличие шума, вибрации.
Для получения данных об уровне травматизма и его причинах н разработки
профилактических мероприятий, проводят анализ травматизма. Анализ травма-
тизма производится на основе актов о несчастных случаях.
Травматизм изучают статистическим, техническим, топографическим и мо-
нографическим методами.
Статистический метод — обработка данных учета травматизма путем состав-
ления динамики, числа, частоты и тяжести случаев за определенный период
времени, распределение их по причинам возникновения, характеру и месту по-
вреждений, по профессиям, возрасту и стажу работы пострадавших.
Технический метод — расследование отдельных случаев с установлением
обстоятельств и причин их возникновения, характеристика их за определенный
период времени по общим признакам.
Топографический метод — изучение случаев травматизма по местам их
происшествия и производственным процессам, где они происходят.
Монографический метод — анализ отдельных объектов, где происходит
наибольшее число несчастных случаев или особенно тяжелые случаи. При этом
ие только обрабатываются данные о несчастных случаях, но н производится
обследование объекта с тем, чтобы выявить потенциальные опасности.
Общепринятыми показателями травматизма являются, абсолютное число
случаев, коэффициент частот и коэффициент тяжести за определенный период.
Коэффициент частоты за определенный период времени определяется но числу
пострадавших, отнесенному к тысяче рабочих по среднесписочному составу:
k4 = 1000, (XII.60)
где Т — число пострадавших от несчастных случаев; Р — среднесписочное число
рабочих за данный период.
Коэффициент тяжести определяется по числу дней нетрудоспособности,
отнесенному к числу пострадавших за отчетный период:
Лт = 4’ (XII.61)
где Д — число дней нетрудоспособности.
Показатель опасности производства
/г0=*ч-*г. (XII.62)
Заболевания могут быть вызваны производственными вредностями или
бытовыми условиями.
Под производственными вредностями понимают определенные факторы тру-
дового процесса или неблагоприятные санитарно-гигиенические условия, оказы-
вающие вредное действие иа здоровье работающих.
По страховому признаку заболевания делятся на профессиональные и бы-
товые.
Для характеристики уровня общей заболеваемости рабочих определяют
показатели заболеваемости. Показатель интенсивности общей заболеваемости
выражается числом заболеваний на 100 рабочих:
* = -£100, (XI 1.63)
792
где Л — число заболеваний за данный период; Р — среднее число
рабочих.
Этот же показатель может быть выражен числом дней нетрудоспособности
па 100 рабочих*
^=^•100. (XI 1.64)
§ 265. Техника безопасности
На каждой шахте должно быть не менее двух главных выходов иа земную
поверхность, приспособленных для передвижения по ним людей. Если этими вы-
ходами служат вертикальные стволы, то каждый из них оборудуется механи-
ческим подъемом. В одном из стволов механический подъем должен быть клете-
вым и служить для регулярного спуска и подъема людей. В другом стволе подъем
может быть чисто грузовым с использованием его для подъема смены только в слу-
чае аварии в шахте и невозможности использования ствола людского подъема.
На случай невозможности использования одного ствола и одновременно
нарушения работы подъема в другом стволе, каждый из стволов оборудуется
ходовым лестничным отделением.
Из каждого очистного забоя также необходимо иметь не менее двух выходов.
Все работающие на подземных работах рабочие и лица технического над-
зора должны быть обеспечены индивидуальными средствами защиты установлен-
ного образца, соответствующими их профессии и установленным нормам и обя-
заны ими пользоваться.
На шахтах должны вести точный учет всех работников, спустившихся
в шахту и выехавших из исс. Каждый работник, после выезда нз шахты обязан
немедленно сдать светильник в ламповую, а в ламповых с самообслуживанием
поставить аккумуляторный светильник иа зарядное устройство.
Если через 2 часа после окончания смены окажется, что светильники воз-
вращены не всеми спускавшимися в шахту, то старший по смене сотрудник лам-
повой обязан немедленно сообщить об этом ответственному дежурному н руковод-
ству шахты.
Все рабочие, поступающие па шахту, а также переводимые с работы по одной
профессии на другую, должны пройти предварительное обучение по технике без-
опасности, а направляемые на подземные работы, кроме того, должны быть об-
учены пользованию самоспасателями и первичными средствами пожаротушения.
Всех вновь принятых рабочих до начала работы знакомят с расположением
основных выработок и с запасными выходами иа поверхность. Повторное озна-
комление должно проводиться не реже одного раза в 3 месяца илн при изменении
выходов.
Для ориентации при передвижении в шахте на всех разветвлениях вырабо-
ток должны быть прикреплены доски со стрелками, указывающими направление
выхода на поверхность.
Телефонная связь является основным техническим средством управления
производственными процессами и важным средством обеспечения безопасности
работ. Она дает возможность принять своевременно меры по выводу людей из
шахты и по ликвидации аварий.
Телефонные аппараты устанавливаются па всех эксплуатационных участках,
основных пунктах откатки, электромашниных камерах, подстанциях, складах
ВМ, у ствола.
Важным техническим фактором оперативного руководства горными работами
помимо телефонной связи является рудничная сигнализация.
Помимо сигнализации, предназначенной для обеспечения бесперебойной и
безаварийной работы машин и механизмов, установлены сигналы, предупрежда-
ющие людей об опасности. Такими сигналами служат*
сигналы о пуске машин и механизмов;
сигналы на подземном транспорте, предшествующие началу движения по-
движного состава;
сигналы об аварии, подаваемые в случае возникновения опасности, угро-
жающей людям.
793
Для шахт установлены единые указательные, предупреждающие и запре-
щающие знаки.
Возможные причины несчастных случаев при проведении выработок,
обрушение и падение кусков с кровли и стенок;
повреждение механизмами и инструментом;
нарушение правил безопасности при взрывных работах;
отравление продуктами взрыва;
отсутствие защитных средств и надлежащего освещения;
захламленность выработок.
Для предупреждения обрушений и связанных с ними несчастных случаев
предусматриваются следующие мероприятия:
размеры выработок выбирают с учетом фнзико-мсхаинчсских свойств пород;
выработкам придают более устойчивую форму;
производят тщательную оборку' нависших и полуотслоившихся кусков;
выработки поддерживают различными видами крепи
До прихода рабочих выработка должна быть проветрена, а отсутствие газа
в пей должно быть проверено прибором.
Устранение отслоений и нависших кусков производят длинным разборным
ломиком из безопасного места.
Причины несчастных случаев в восстающих выработках, обрушение кровли
и стенок забоя, падение людей в выработку, падение инструмента н кусков по-
роды, отравление газами.
Буровзрывные работы и крепление должно производиться в соответствии
с паспортом.
Разрешается только электрический или электроогновой способы взрывания
из безопасного места. Допуск людей в забой разрешается после взятия проб
воздуха.
Работы производят с прочного полка, перекрытие которого находится иа
трех расстрелах, а ниже устраивают предохранительный полок.
Для большей безопасности проходка восстающих, пе требующих крепления
и пе предназначенных для передвижения по ним людей, рекомендуется методом
взрывания скважин
На подземных работах более 50 % несчастных случаев происходит при очист-
ной выемке. Причины их: падение кусков руды, повреждение механизмами, па-
дение в выработки, повреждение ручным инструментом, отравление продуктами
взрыва.
Выработки горизонта выпуска и доставки должны иметь необходимое сече-
кие для передвижения людей, хороню освещены Места выпуска, дробления н
погрузки руды оборудуют оросителями При работе скреперной лебедки запре-
щается находиться в зоне действия скрепера п троса, переходить через трос,
направлять его в головные и отклоняющие блочки.
Зависания вдучках, рудоспусках ликвидируются из безопасного места взры-
вом заряда, установленного иа длинном шесте. При вторичном дроблении работу
в забое останавливают, людей выводят в безопасные места, а иа границах опасных
эон выставляют посты Людей иа место работы допускают после проветривания
и осмотра выработок и подачи сигнала «отбой».
Причины несчастных случаев при взрывных работах: оставление отказов
и неправильная их ликвидация, разбуривание «стаканов»; отсутствие постов
охраны, сигналов и пребывание рабочих в опасной эоне, применение огневого
способа взрывания в восстающих, зажигание более 16 концов трубок, допуск
к взрывным работам необученных лиц, небрежное отношение с ВМ.
К производству взрывных работ допускаются лица не моложе 20 лет, име-
ющие образование 10 классов, стаж подземной работы пе менее двух лет, сдавшие
экзамены и имеющие «Единую книжку взрывника».
Доставка ВМ к месту работы производится взрывниками или проинструкти-
рованными рабочими. ВМ переносят в заводской упаковке или сумках. Детона-
торы и патроны-боевики переносят только взрывники.
Прн совместной переноске СВ или ВВ взрывник может переносить одно-
временно ие более 10 кг ВВ. При переноске в сумках только ВВ норма увеличи-
794
вается до 20 кг. При удобном пути разрешается переносить в заводской упаковке
до 40 кг ВВ.
Взрывные работы производятся в соответствии с паспортом буровзрывых
работ Перед началом ведения взрывных работ устанавливают границу опасной
зоны и охрану се. При взрывах применяют звуковые сигналы, хорошо слышимые
с границ опасной зоны.
Первый сигнал— предупреждающий; второй — боевой, трет ни — отбой.
Огнепроводный шпур разрешается зажигать тлеющим фитилем, о (резком
шнура нлн специальным приспособлением Зажигание спнчкой разрешается
только прн взрывании одиночного заряда. Прн зажигании пяти и более трубок
для учета времени применяется контрольная трубка короче зажигательной не
менее чем на 60 см Она зажигается первой.
Прн огневом способе разрешают одновременное зажигание не более 16 тру-
бок, а при использовании зажигательных патрончиков ие более 6 на забой.
Огневое взрывание применяют при проходке горизонтальных и наклонных
(с углом до 30°) выработок, вторичном дроблении, ликвидации зависаний.
Электроогпевое взрывание применяют в наклонных и вертикальных забоях.
Отказавшие заряды ликвидирует взрывник взрыванием заряда в шпуре,
пробуренном па расстоянии ке ближе 30 см от отказавшего.
Ликвидацию отказавших скважинных зарядов производят повторным их
взрыванием, если отказ вызван неисправностью сети или взрыванием заряда
новой скважины, пробуренной иа расстоянии ке менее 3 м от отказавшей.
§ 266. Профилактика заболеваний
Большое влияние па самочувствие и производительность труда горнорабо-
чих оказывают температурные условия в подземных выработках.
Максимально допустимая температура рудничного воздуха принята 26 °C.
При поступлении в шахту холодный воздух может привести к простудным
заболеваниям, обмерзанию выработок Поступающий в шахту воздух должен
иметь температуру не ниже +2°C. При более низкой температуре воздух подо-
гревают.
Кроме подогрева воздуха в качестве меры борьбы с простудными заболева-
ниями предусматривают:
устройство камер ожидания у ствола;
снижение скорости движения воздуха до уровня, установленного правилами
безопасности;
устройство закрытых галерей или подземных переходов от ствола до быто-
вого комбината.
Для повышения сопротивляемости организма простудным заболеваниям
периодически облучают горнорабочих ультрафиолетовыми лучами. Это значи-
тельно снижает заболеваемость гриппом и фурункулезом.
Взвешенная в воздухе пыль ухудшает видимость, засоряет н раздражает
слизистые оболочки глаз, верхние дыхательные пути, загрязняет кожу и способ-
ствует развитию воспалительных кожных заболеваний, понадает в легкие и при
длительном воздействии вызывает хронические легочные заболевания — пневмо-
кониозы.
В СССР проводятся широкие профилактические мероприятия по предупре-
ждению легочных заболеваний. В шахтах, где в породах содержание двуокиси
кремния более 10 %, для рабочих установлены дополнительные отпуска иа 24 ра-
бочих дня; разовое бесплатное питание; периодический отдых в профилакториях.
Все рабочие проходят предварительное н периодическое через каждые 6 ме-
сяцев медицинское обследование с рентгенографией грудной клетки.
На рудниках организована пылевентиляциоиная служба для:
контроля запыленности рудничного воздуха;
выполнения технических мероприятий по борьбе с пылью;
проведения медико-санитарных мероприятий;
разработки новых мероприятий по нылеподавлеиию.
Чрезмерный шум отрицательно отражается прежде всего на органах слуха.
Результатом неблагоприятного воздействия шума может быть утомление слуха,
795
которое приводит к профессиональной тугоухости. Вредное влияние шума ска-
зывается не только на органах слуха, ио н иа центральной нервной системе, что
проявляется в понижении трудоспособности и снижении производительности.
Меры борьбы с шумом предусмотрены Санитарными нормами и правилами
но ограничению шума:
в процессе конструирования машин необходимо учитывать предельно допу-
стимые уровни звукового давления при определенных значениях частот октавных
полос в соответствии с Санитарными нормами. Эти нормы ориентируют не на сни-
жение утомляющего действия шума, а на исключение возможности развития про-
фессиональной тугоухости.
Для ослабления механических шумов в источнике их возникновения реко-
мендуется замена металлических изделий деталями из пластмасс, уменьшение
зазоров в сочленениях деталей, применение звукопоглощающих прокладок,
заключение источников шума в изолирующие звукопоглощающие кожухи.
Если снизить шум на рабочих местах до допускаемой величины невозможно,
необходимо предусматривать пользование средствами индивидуальной защиты
(тампоны из ультратонкой ваты, наушники).
- Вибрация организма, возникающая при контакте с вибрирующим механиз-
мом, воспринимается всеми тканями, ио главным образом нервной и костной.
Костная ткань является хорошим проводником и резонатором вибрации. В пере-
даче вибрационных раздражений принимает участие слуховой и вестибулярный
аппарат. Вибрационное воздействие приводит к вибрационному заболеванию.
Для защиты от воздействия вибрации рационально применять-
вибрационные каретки типа КВ-1, КВС-1 и другие к ручным перфораторам;
виброгасящие устройства УВ-1 к отбойным молоткам;
колонковые перфораторы, устанавливаемые с податчиками па распорных
колонках н самоходных буровых установках взамен ручных перфораторов;
дистанционное управление перфораторами, исключающее контакт с вибри-
рующей машиной.
при общей вибрации — виброизоляцию рабочего места.
§ 267. Система мер по обеспечению безопасных условий
труда
Анализ деятельности горнорудных предприятий показывает, что еще недо-
статочно используются организационные и технические меры, способствующие
созданию безопасных условий труда и ликвидации случаев травматизма.
Значительных успехов в работе по охране труда достигают на тех предприя-
тиях, где применяют систему профилактических мер по охране труда и технике
безопасности.
Системой профилактических мер предусмотрены:
— разработка и внедрение организационно-технических мероприятий по
технике безопасности;
— организация контроля за соблюдением норм и правил безопасности;
— привлечение рабочих, инженерно-технических работников, общественных
организаций к активной работе по технике безопасности;
— учебно-воспитательные мероприятия, меры морального и материального
стимулирования и мероприятия по пропаганде соблюдения трудящимися норм
и правил техники безопасности;
— повышение ответственности должностных лиц, инженерно-технических
работников предприятий, организаций и рабочих за создание безопасных усло-
вий труда.
Для борьбы с нарушениями правил безопасности, снижению производствен-
ного травматизма и предупреждению нарушений правил безопасности в каждом
цехе и иа предприятии создаются советы охраны труда и техники безопасности.
Для инженерно-технических работников производственных участков, служб,
смей вводится «Дневник профилактической работы по технике безопасности».
Кроме того, в цехах разрабатываются и внедряются карты безопасности
с указанием исполнителей работ, защитных средств, последовательности выпол-
нения операций и мер безопасности.
796
Система профилактических мер по охране труде. Оперативный контроль еа
безопасным ведением работ. Горный мастер, начальник смены по обеспечению
производства работ в строгом соответствии с требованиями правил и положений,
принимает меры по ликвидации выявленных нарушений правил безопасности.
Докладывает о них и нарушителях начальнику участка и делает записи в книгу
нарядов и свой дневник. Начальник участка принимает меры по устранению
нарушений, кроме того, раз в сутки совместно с бригадиром производит проверку
рабочих мест бригад. О выявленных нарушениях и нарушителях в необходимых
случаях докладывает руководству цеха.
Начальники цехов ежедневно на рапорте докладывают о проводимой работе
по охране труда, происшедших несчастных случаях и принятых мерах по недо-
пущению подобных случаев.
Заместители главных инженеров по технике безопасности цехов доклады-
вают в ОТ Б предприятия о проводимой работе.
Ведение контроля за безопасным производством работ. Для этой цели все
горные работы рудников, все рабочие объекты поверхностных цехов разделены
иа маршруты, за которыми закрепляются ответственные инженерно-техниче-
ские работники из числа старшего надзора цеха.
Посещение маршрутов ответственными работниками цеха осуществляется
ие менее 2 раз в месяц в Дни техники безопасности.
Члены комиссий охраны труда профкома, цеховых комитетов профсоюза,
с участием общественных инспекторов по охране труда, ежемесячно проводят
рейды проверки состояния техники безопасности в цехах, участках и службах.
Выявленные нарушения правил техники безопасности иа маршрутах запи-
сываются в специальный журнал.
Контроль за своевременным устранением выявленных нарушений осуще-
ствляют главный инженер цеха, ответственные лица за маршрут, работники тех-
ники безопасности, старшие общественные инспекторы по охране труда.
По результатам посещения участка, цеха намечаются меры по устранению
выявленных нарушений, в необходимых случаях издаются приказы, распоря-
жения.
Разработка и внедрение организационно-технических мероприятий по тех-
нике безопасности. В цехах разрабатываются и внедряются оргаиизациоиио-
технические мероприятия но технике безопасности, а на повторяющиеся виды
ремонтно-монтажных и других работ — карты безопасности работ.
В частности, разрабатываются и внедряются:
— номенклатурные мероприятия но охране труда и технике безопасности;
— организационно-технические мероприятия по технике безопасности на
год и пятилетку;
— ежемесячные цеховые мероприятия по технике безопасности;
— ежегодный комплексный план санитарно-оздоровительных мероприятий;
— ежегодные мероприятия по культуре производства;
— ежеквартальный анализ причин производственного травматизма и со-
ставление мероприятий по его предупреждению.
Обучение безопасным методам труда. Обучение и инструктаж безопасным
методам н приемам труда проводится для всех рабочих независимо от квалифи-
кации и опыта их работы по данной профессии.
Вводный инструктаж по безопасным приемам н методам работы рабочих
должен проводиться в соответствии с требованиями правил безопасности по су-
ществующим программам. Особое внимание обращается иа практическое усвое-
ние изучаемого материала. Периодически проводится повторный инструктаж.
Обучение новым профессиям и приобретение смежных профессий должно
осуществляться прн учебно-курсовом комбинате.
Проведение инструктажа и обучение записывается в личную книжку по тех-
нике безопасности, которая вводится для всех рабочих цехов предприятий.
У лиц, нарушивших правила безопасности, проводится внеочередная про-
верка знаний.
Для повышения знаний норм и правил безопасности, учеба и аттестация
инженерно-технических работников по этим вопросам проводится в соответ-
ствии с положениями и правилами по плану предприятия.
797
В целях повышения знаний правил безопасности в цехах проводится еже-
годно прием экзаменов у всех рабочих по охране труда, технике безопасности,
промышленной санитарии и трудовому законодательству.
Результаты проверки знаний регистрируются протоколом в книгах инструк-
тажа.
Независимо от квалификации, профессии и стажа работы всем рабочим еже-
квартально проводится периодический повторный инструктаж с подробным раэ-
бором конкретных примеров из практики участка, цеха,'предприятия, допущен-
ных грубых нарушений правил безопасности, причины и обстоятельства несчаст-
ных случаев и аварий, мероприятий по предупреждению нарушений, несчастных
случаев н аварий.
Контроль за состоянием безопасности труда. Контроль за состоянием без-
опасных условий труда на рабочих местах осуществляется постоянно бригади-
рами, мастерами и работниками технического надзора и состоит нэ:
сменного контроля нижеиерио-техпнческимп работниками;
еженедельных проверок комиссиями цехов;
ежемесячных проверок цехов с участием главных специалистов предприятия;
целевых проверок цехов силами инженерно-технических работников пред-
приятия одни раз в год;
комплексных проверок цехов ие реже одного раза в год;
общественного контроля — постоянно;
Обязанности по технике безопасности определяю1ся положением «Об обязан-
ностях должностных лиц по организации безопасных условий труда».
Система проверок предусматривает очередность проведения их иа предприя-
тии с целью установления состоянии техники безопасности и охраны труда. В ней
указываются виды, периодичность и порядок проверок, меры по итогам обследо-
вания, а также лица, ответственные за проведение проверок.
Борьба с нарушениями правил безопасности В систему профилактических
мер по охране труда особое место отведено борьбе с нарушениями правил безопас-
ности,которая ведется постоянно бригадирами, мастерами, инженерно-техниче-
скими работниками н общественными организациями цеха.
Анализ причин производственного травматизма показывает, что абсолютное
большинство несчастных случаев происходит из-за нарушения правил безопас-
ности. Каждый инженерно-технический работник цеха, управления предприятия,
посещая рабочие места, ведет дневник, в котором производит запись лиц, допу-
стивших нарушение правил безопасности и выявленные нарушения.
Нарушители правил техники безопасности рассматриваются иа сменных
и участковых собраниях, к ним принимаются меры дисциплинарного или обще-
ственного воздействия. При необходимости, нарушители обсуждаются на сове-
щании но технике безопасности или совете охраны труда.
На советах обсуждаются результаты посещения рудников, итоги комплекс-
ных проверок состояния техники безопасности, проверок работниками горнотех-
нической инспекции и других контролирующих органов. Намечаются мероприя-
тия по устранению выявленных недостатков.
Одной нз форм воспитания нарушителей является эаслушнваннс их па за-
седаниях партийного бюро, цехкома профсоюза, товарищеского суда н комиссии
по охране труда
О допущенных нарушениях правил безопасности постоянно сообщается
в радиогазетах, публикуются материалы с указанием фамилий нарушителей
правил безопасности в «молниях» и «тревогах», в городской газете.
В тех случаях, когда допущенное нарушение могло бы привести к тяжелым
последствиям или установлено систематическое нарушение правил безопасности,
руководство рудника может вручить нарушителю талон предупреждения, на-
править письмо членам семьи с указанием сущности нарушения.
Расследование несчастных случаев. Для расследования легких несчастных
случаев в цехах создаются постоянно действующие комиссии под председатель-
ством начальника цеха или главного инженера с последующим раэбором причин
и обстоятельств иа совещаниях по технике безопасности.
Отдельные несчастные случаи, которые по обстоятельствам и причинам
могли бы привести к тяжелым последствиям, расследуются комиссией под пред-
798
седательством представителя Госгортехнадзора и участием технического инспек-
тора профсоюза.
Разбор причин и обстоятельств несчастных случаев производится иа заседа-
нии совета по охране труда, занятиях по ТБ и на совещаниях при начальнике,
главном инженере цеха.
Информация о состоянии техники безопасности. О состоянии техники без-
опасности информируют:
е жесменно мастера, начальники участков, цехов свои коллективы иа «пяти-
минутках» по технике безопасности;
ежемесячно — начальники цехов свои коллективы о состоянии травматизма
иа предприятии, об опыте работы других предприятий.
Руководители цехов совместно с общественными организациями используют
средства наглядной агитации для борьбы с нарушениями правил безопас-
ности.
Проведение собраний и совещаний по технике безопасности. Совещания по
технике безопасности с участием руководителей коллективов проводятся:
— общее для предприятия не реже 1 раза в год;
— общецеховые — ежеквартально;
— цеховые, участковые — ежемесячно.
При главном инженере цеха па совещаниях заслушиваются отчеты руководи-
телей участков и служб о проводимой профилактической работе по охране труда,
обсуждаются выявленные нарушения и нарушители, проводится ознакомление
с приказами и директивными материалами по охране труда.
Рассматриваются итоги комплексных проверок, проведенных работниками
цеха, предприятия, общественными инспекторами по охране труда и контроли-
рующими органами.
Рассматриваются причины, обстоятельства и мероприятия по допущенным
чесчастным случаям. Заслушивается отчет лиц, виновных в допущенных наруше-
ниях и несчастных случаях.
Заседание цехового совета по охране труда и технике безопасности прово-
дится раз в месяц. На заседании совета обсуждаются итоги комплексных про-
верок, проведенные работниками управления предприятия, факты запрещения
работы контролируются органами, разбираются поступившие предписания по
выявленным нарушениям, производится раэбор причин и обстоятельств несчаст-
ных случаев, допущенных па участках, в цехах и родственных предприятиях,
заслушивается отчет руководителей участков о состоянии техники безопасности,
общей и профессиональной заболеваемости и проводимой профилактической ра-
боте, обсуждаются лица, допустившие грубые илн неоднократные нарушения
правил безопасности.
Социалистическое соревнование и материальное стимулирование. В целях
широкого привлечения трудящихся к активному участию в создании здоровых
и безопасных условий труда, повышения эстетики производства проводятся не-
прерывно действующее социалистическое соревнование и смотры-конкурсы на
лучшие бригады, участки и цехи, а также разрабатываются совместно с проф-
союзной организацией положения о материальном поощрении рабочих и инже-
нерно-технических работников за лучшее состояние техники безопасности.
По итогам непрерывно действующего социалистического соревнования по
технике безопасности предусмотрены коллективные и индивидуальные поощре-
ния. Для поощрения коллективов предусмотрены призовые места с вручением
денежных премий. Для поощрения трудящихся в индивидуальном порядке
предусмотрены премии, путевки в санатории, дома отдыха, профилакторий и
творческие командировки па родственные предприятия.
Инженерно-техническим работникам, которые в течение месяца выполняют
требования системы профилактической работы по охране труда и технике безопас-
ности в соответствии с положением, оценка деятельности в вопросах техники без-
опасности и охраны труда выставляется отличная, в результате чего повышается
па 15 % размер месячной премии.
Меры воздействия. Одной из форм воспитания трудящихся в духе строгого
соблюдения правил безопасности, должностных и технологических инструкций
является применение мер воздействия в соответствии с КЗОТ.
799
За грубые и неоднократные нарушения правил безопасности рабочие и инже-
нерно-технические работники могут быть лишены вознаграждения за общие
результаты работы по итогам года.
Рабочий, который сознательно допустил нарушение правил и должностной
инструкции по технике безопасности, может быть лишен производственной пре-
мии частично или полностью, в зависимости от тяжести нарушения.
В тех случаях, когда работающий допускает неоднократные нарушения
правил безопасности, должностной инструкции и в зависимости от степени тя-
жести нарушения, к нему применяются меры воздействия в соответствии с Ко-
дексом законов о труде.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Аготков М. И , Малахов Г. М. Подземная разработка рудных месторо-
ждений. М., Недра, 1966.
2. Автомобильный транспорт при подземной разработке полезных ископае-
мых. М , Недра, 1973.
3. Альбов М. //. Опробование месторождений полезных ископаемых. М.,
Недра, 1975.
4. Андреев В. Е. Здания и сооружения предприятий угольной промышлен-
ности. М., Недра, 1973.
5. Андреев В. Е. Проектирование, строительство и эксплуатация башенных
копров. М., Недра, 1970.
6. Антонов Г. П Проектирование и расчет шахтных копров башенного типа.
М., Недра, 1974.
7. Бабенков Е. Д. Очистка воды коагулянтами М., Наука, 1977.
8 Баклашов И. В., Картоэия Б. А. Механика горных пород. М., Недра, 1975.
9. Балах Р. В Разработка месторождений с закладной хвостами обогащения.
Алма-Ата, Наука, 1977.
10. Байконуров О А., Крупник Л. А., Мельникове. А. Подземная разработка
месторождений с закладкой. Алма-Ата, Наука, 1972.
II. Байконуров О. А., Рыков А. Т. Совершенствование днищ блоков иа руд-
никах. М., Недра, 1977.
12. Байконуров О. А , Филимонов А. Г., Калошин С. Г. Комплексная меха-
низация подземной разработки руд. М., Недра, 1981.
13. Безрук В. М., Кострико М. Т. Геология и грунтоведение. Изд. 3-е, норе-
раб. и дополн. М., Недра, 1969.
14. Белоусов А. М , Бергер Г. С. Оборотное водоснабжение иа обогатитель-
ных фабриках цветной металлургии. М., Недра, 1977.
15. Белый В Д., Лесин К К., Самарский А. Ф Выбор навески, эксплуата-
ция и контроль состояния шахтных канатов. М., Недра, 1967.
16. Болотских Н. С., Гальченко П П., Панкин В А. Проведение горизон-
тальных и наклонных выработок специальными способами. М., Недра, 1975.
17. Болотских Н. С. Оборудование водоснабжения в угольной и горноруд-
ной промышленности. М., Недра, 1973.
18 Бронников Д. М , Бурцев Л И , Медведев Г. И. Взрывная доставка руды
на шахтах. М , Недра, 1972.
19. Бурчаков А. С- Рудничная аэрология. М., Недра, 1971
20. Вайневич В. Д., Ярмоленко Г. 3., Калита Е. Г. Пневматические двига-
тели горных машин. М , Недра, 1975.
21. Вовк Н. Е. Оборотное водоснабжение и подготовка хвостов к складиро-
ванию М , Недра, 1977.
22. Воздвиженский В. И , Сидоренко А К , Скорняков А. Л. Современные
способы бурения скважин. М , Недра, 1978.
23. Волженский А. В Минеральные вяжущие вещества. М., Стройиздат, 1973.
24. Воронцове И., Шабер Г. Б Интенсификация работы дренажных уст-
ройств при осушении месторождений полезных ископаемых. М., Недра 1975.
25. Воронюк А С. Рациональные схемы вскрытия мощных месторождений
наклонными рудоподъемными выработками М., Наука, 1972.
26. Геологический словарь в 2-х томах. М., Недра, 1978.
27. Годовиков А. А. Минералогия. М., Недра, 1975.
28. Горное дело. Терминологический словарь М , Недра, 1981.
29. Григорьеве. Н., Дьяков В А., Пухов IO. С. Транспортные машины и ком-
плексы подземных разработок. М , Недра, 1976.
30. Демидюк Г. П., Бугайский А. Н. Средства механизации н технологии
взрывных работ с применением гранулированных взрывчатых веществ. М , Недра,
801
31. Димашко А. Д. Шахтные электрические лебедки и подъемные машины.
М„ Недра, 1973.
32. Донченко А. С., Донченко В. Л. Справочник механика рудообогатитель-
ной фабрики. М , Недра, 1975.
33. Дубнов Л В , Бахаревич И. С., Романов А. И. Промышленные взрыв-
чатые вещества М , Недра, 1973.
34 Единые правила безопасности при взрывных работах. М., Недра, 1972.
35. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и рос-
сыпных месторождений подземным способом. М., Недра, 1977.
36. Ерофеев И Е., Повышение э<рфективиости буровзрывных работ па рудни-
ках. М., Недра, 1977.
37. Закладочное хозпйстпо шахт и рудннков/А. Г. Джваршсишвилн, В. А. Си-
лагадзе, А. К. Инашвили и др М , Недра, 1978.
38. Зурабишвили И И. Технология подземной разработки рудных место-
рождении М., Недра, 1976.
39. Игнатенко К- П. Вентиляция, подземные пожары и горноспасательное
дело. М., Недра, 1978.
40. Именитое В. Р Процессы подземных горных работ при разработке руд-
ных месторождений. М , Недра, 1978.
41 Инженерная геодезия. Под ред. П. С. Закатова М., Недра, 1976.
42. Инструкция по безопасному применению самоходного (нерсльсового)
оборудования в подземных рудниках. М., Недра, 1973.
43. Инфантьев А. Н. Вскрытие и подготовка мощных рудных месторожде-
ний. М„ Недра, 1978.
44. Кальницкий Я- Б , Филимонов Л. Т. Самоходное погрузочное и доста-
вочное оборудование на рудниках. М., Недра, 1974.
45. Климентов П. П. Общая гидрогеология. Изд. 3-е, перераб и дополи. М.,
Высшая школа, 1971.
46. Коган И. Д. Подсчет запасов и гсолого-промышлениая оценка рудных
месторождений. М., Недра. 1974.
47. Коробейников П. Г. Техника н технология буровзрывных работ. М.,
Недра, 1972.
48 КоршакФ.А Геодезия Изд. 6-е, перераб идопол М , Недра, 1976.
49 Лев М А , Сапунов А. А Механизация бетонных работ при креплении
горных выработок М , Недра, 1976.
50 Лейбов Р М. Электрификация подземных горных работ. М., Недра,
1972.
51. Любимов И И , Носенко Л. И Справочник по физико-механическим па-
раметрам горных пород рудных районов М., Недра, 1978.
52. Максимов А. П. Горное давление и крепь выработок. М , Недра, 1973.
53 Максимов А И. Горнотехнические задания и сооружения. М., Недра.
54. Медведев И. Ф., Абрамов А Ф., Нефедов А. П Ликвидация зависаний и
вторичное дробление. М., Недра, 1975
55. Методические указания к разработке государственных планов развития
народного хозяйства СССР. М , Экономика, 1974.
56. Миндели Э. О. Разрушение горных пород. М., Недра, 1974.
57. Михайлов Ю. И., Кантович Л. И. Горные машины и комплексы М ,
Недра, 1975.
58. Мончайт И. Л., Текениди К. Д., Николадзе Г И Очистка шахтных вод.
М., Недра, 1978.
59. Назарчик А Ф., Олейников И. А , Богданов Г. И Разработка жильных
месторождений. М., Недра, 1977.
60. Нормативный справочник но буровзрывным работам. М , Недра, 1975.
61. Основы технологии подземной разработки рудных месторождений с за-
кладкой/Д. М. Бронников, Н. Ф Замесов, Г. С. Кириченко и др. М., Наука,
1973.
62. Пак В В Шахтные вентиляционные установки местного проветривания.
М., Недра, 1974.
63. Панюков П Н Инженерная геология. М., Недра, 1978.
802
64. Поздняков 3. Г., Росси Б. Д Справочник по промышленным взрывчатым
веществам н средствам взрывания М , Недра, 1977.
65. Покровский Н М , Проектирование комплексных выработок подземных
сооружений М , Недра, 1970.
66 Полтава Л И Основы электропривода. At, Недра, 1970.
67. Прочность и деформируемость горных пород. Под общей редакцией
А. Б Фадеева М., Недра, 1979.
68. Расчет н конструирование юрных транспортных машин и комплексов.
Под ред. И. Г. Штокмана. М., Недра, 1975.
69. Резников Л. А., Неверов В. А. Инженерные вопросы проектирования ге-
неральных планов промышленных предприятий. Л., Стройиздат, 1975.
70 Ржевский В В., Новик Г. Я. Основы физики горных пород. М., Недра,
1978
71. Ржевский В. В Физико-технические параметры юрных пород. М., Наука,
1975.
72. Рудные месторождения СССР. В 3-х т. М., Недра, 1978.
73. Руководство по строительному проектированию башенных копров. М ,
Стройиздат, 1974. 1
74. Самойло А И. Производственные здания. М., Высшая школа. 1977.
75. Сборник инструктивных материалов но охране и рациональному исполь-
зованию полезных ископаемых. М., Недра, 1977.
76 Сборник руководящих материалов по охране недр М , недра, 1973.
77. Скорняков 10. Г Системы разработки и комплексы самоходных машин
при подземной добыче руд. М., Недра, 1978
78. Смирнов А Д. Справочная книжка энергетика. М., Эпер1ня, 1978.
79 Смолдырев А. Е. Технология и механизация закладочных работ. М.,
Недра, 1974
80. Соболев Г. Г. Горно спасательное дело М , Недра, 1972.
81. Совершенствование методов добычи и обогащения марганцевых руд. М.,
Недра, 1974
82. Соколов М М. Автоматизированный электропривод общепромышленных
механизмов М , Энергия, 1976.
83. Спиваковский А 0., Гончаревич И Ф. Вибрационный конвейеры, питателя
и вспомогательные устройства М., Недра, 1978
84 Справочник механика рудной шахты/А. С. Донченко, В. Н. Донченко,
Ф. П. Ельцсв и др М., Недра, 1978.
85 Справочник по буровзрывным работам/М. Ф. Друковапый, Л. В. Дубнов,
Э О. Миндели и др. М., Недра, 1976.
86. Справочник по креплению горных пыработок/М И. Гелсскул, В. Н. Хо-
рии, Е. С. Киселев и др. М., Недра, 1976
87. Справочник по обогащению руд М., Недра, 1974.
88. Справочник по рудничнон вентиляции,'Ф. А. Абрамов, В А. Бойко,
Н. Ф. Гращенков и др. М , Недра, 1977.
89. Справочник технолога по обогащению руд цветных металлов Под общ.
ред. А. В Троицкого М , Недра, 1974.
90 Спривочник (кадастр) физических свойств горных пород. Под ред. акад.
Н. В. Мельникова, чл.-кор. АН СССР В В Ржевского, проф. М. М. Протодьяко-
иова. М., Недра, 1975.
91 Справочник по химии цемента.'Ю. М. Бутт, Б В. Волконский, Г. Б Его-
ров и др Под ред Б В Волконского н Л. Г. Судакаса. Л., Стройиздат, 1980.
92 Стенин И И. Организация маркшейдерских работ на горных предприя-
тиях. М , Недра, 1974
93. Теория и практика открытых разработок Под ред. акад. Н. В. Мель-
никова. М., Недра, 1979.
94. Терпоеосов 3. А. Основания блоков и механизация выпуска руды. М.,
Недра, 1977.
95. Техническая инструкция по производству маркшейдерских работ. М.,
Недра, 1973.
96. Технология добычи руд с твердеющей закладкой/О. А. Байкопуров,
Л. А. Крупник, В. Н. Петухов п др. М., Недра, 1979.
803
97. Технология и комплексная механизация проведения горных выработок.
Под общ. ред. Б. В. Бокия. М., Недра, 1972.
98. Титов В. Д. Основы проектирования глубоких железорудных шахт. М.,
Недра, 1977.
99. Тихонов Н. В., Рысев Г. С. Шахтные погрузочно-транспортные машины.
М., Недра, 1976.
100. Тихонов Н. В. Транспортные машины и комплексы горнорудных пред-
приятий. М., Недра, 1975.
101. Толпежников Л. И. Автоматизация подземных горных работ. М., Недра,
1976.
102. Трофимов А. А. Основы маркшейдерского дела и геометриэацня недр.
М., Недра, 1970.
103. Трупак Н. Г. Специальные способы проведения горных выработок.
Изд. 3-е, перераб. и дополи. М., Недра, 1976.
104. Управление минеральными ресурсами и экономический кадастр промыш-
ленных месторождений цветных металлов. М., ЦНИИцветмет экономики н инфор-
мации, 1980.
105. Умнов А. Е. Охрана труда в горнорудной промышленности. М., Недра,
1979.
106 Физические свойства горных пород и полезных ископаемых (петрофизика).
Под ред. докт. геол.-минер, наук Н. Б. Дортман. М., Недра, 1976.
107. Федоров И. С., Добровинская 0. X. Свойства и расчетные характеристики
намытых хвостов рудообогатительиых фабрик М., Недра, 1970.
108. Формы геологических тел (терминологический справочник). Под ред.
Ю А. Косыгина, В. А. Кулындышсва, В. А. Соловьева. М., Недра, 1977.
109. Хейфиц С. Я„ В. Д. Балтайтис. Охрана труда и горноспасательное
дело. М , Недра, 1971.
110. Цыгалов М. И., Зурков П. Э. Разработка месторождении полезных иско-
паемых с монолитной закладкой. М., Недра, 1970.
111. Чехов А. П , Сергеев А. М. Справочник по бетонам и растворам. Киев,
Буднвельннк, 1972.
112. Чинакал И. А., Момот Б. П. Щитовая система разработки рудных ме-
сторождений. Новосибирск, Наука, 1974.
ИЗ. Шахмейстер Л. Г., Солод Г. И. Шахтные конвейерные установки. М.,
Недра, 1976.
114. Шашурин С Л., Плакса Н. В., Леднев А. П. Разработка мощных руд-
ных месторождений системами с одностадийной выемкой. М., Недра, 1971.
115. Шейкин А. Е., Чеховский Ю. В., Бруссер М. И. Структура и свойства
цементных бетонов. М., Стройиздат, 1979.
116. Шутько Ю. П. Углубка вертикальных стволов шахт. М , Недра, 1978.
М Н7. Щелканов В. А. Комбинированная разработка рудных месторождений.
118. Экономика минерального сырья и геологоразведочных работ. М., Недра,
119. Электротехнический справочннк'П. Г. Грудинский, Г. Н. Пегров,
М. Г. Чиликни и др. М., Энергия, 1975.
АЛФАВИТНО-ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
А Восстающий 300, 304
Абсолютная отметка 119 Абразивность 152, 154 Автомобильные дороги 39, 42 Лвтосамосвалы 479, 483, 547, 548, 551 Азимут — истинный 120 — магнитный 120 Анкерная крепь 480, 485, 496 Антисептик 303 Арматура 321 Атмосферный воздух 751 — наклонный 291, 292 — прямой 291, 292 — призматический 291, 292 Вскрытие месторождений 164, 194 Вторичные камеры 494 Выбор — площадок для строительства 11 — кабеля 713, 716, 717 — мощности электродвигателя 741 Выключатели автоматические 711, 712 Выработки — вскрытия 168, 194
Б — разведочные 281 — эксплуатационные 282
Балка двутавровая 316, 358 Бетой 320, 576, 577 Бетониты 323 Бетононасосы 335 Бульдозеры 479, 483, 550 Бункеры 61 Бурильные установки — переносные 387, 389 — самоходные 391 Выпуск руды — донный 500—506 — подэтажный 515, 516 — торцевой массовый 507 — торцевой послойный 514 — фронтально-торцевой 514, 515 — этажный 507—509 Высота — свода 308 — этажа 190 Выход эвакуационный 46, 49
В Выход негабарита 435, 437, 537, 538
Ввод рудника в эксплуатацию 26 Величина заряда 393, 433, 434, 447 Вентиляторы — осевые 771, 772 — центробежные 784 — типа ВОД 770, 771 — пневматические 778, 781 Внброактнвация 620 Вибрационные конвейеры (виброкон- вейеры) 554, 555 Вибрационные питатели (вибропитате- лн) 491, 551, 552, 553, 554 Внброкомплексы для выпуска и до- ставки руды 493, 507, 554 Влагоемкость горной породы 145 Влажность горной породы 145 Вода — электрозаряженпая 753, 754 — шахтная 263, 265, 268, 270—277 Водопроницаемость 145 Водопонижающая скважина 244 Водопоглощающая скважина 244 Водоцемептпое отношение 322, 593, 595 Воды и примеси 265, 268, 272, 275, 276 Г Галереи 59 Генеральный план 36 Геометризация месторождений 133 Гибкое перекрытие 529—531, 533 Гидрообеспылнвание 752 Глубина карьера 184, 185 Горное предприятие 4 Горный отвод 4, 21 Граничный коэффициент вскрыши 182 Д Давление иа крепь 309 Двор околоствольный 354 Депрессия — полная 759 — шахты 768 Динамическая вязкость 590 Долгота 119 Дополнительные полевые воронки 505 Дренажные горные выработки 260 Дучка 540, 541
805
ж — фильтрации 568
Железобетон 321, 346, 347 Жесткость — расстрела 367 — лобовая 367 — разрыхления 162, 501—503 — трения горных пород 162, 163 — опережения вскрытия п подготовки 167 Крепость горной породы 310 Крепление 312 Крепеукладчик 322
3 Крепеподъемник 329
Забой—лава 525—527 Завесы водяные 754 Зазоры 282, 288, 289 Заиливание профилактическое 513, 529, 788 Закладочные — материалы 579 — смесн 588 Запасы месторождений 4, 5—9, 241 — 243 Защита от воды 244, 252 Заходки 517, 521, 523, 525, 528, 529 Здравпункт 75 Земельный отвод 20 Земная кора 87 -СВП 317 — бетонная 320 — деревянная 312 — металлическая 315 — сплошная 312 Л Лаборатория — пробоподготовительная 86, 113 — химическая 86, 113 Ленточный конвейер 485, 486 Ленточно-тележный конвейер 555, 556 Ленточный укладчик 336
И М
Изоглубина 134 Изолиния 133 Изыскания — инженерно-геологические 12 — ииженерно-гндрометеорологпческие Инертный заполнитель 585 Масса пробы 108 Массовые взрывы 466 Мастерские ремонтные 80 Материал для заиливания 778 Машины — для торкретирования 340, 342 — забутовочные 330 — погрузочные 542, 543
К Месторождение 271 Мокрое торкретирование 342
Калориферные установки 65 Камера — буровая 448 — грохочения 540, 541, 551 Карта 120 Классификация — горных породи руд по крепости 156, — методов выемки целиков 531, 532 — систем разработки 475, 476 — способов доставки 536 Комбайны 485—487, 525, 526 Консистенция 566, 622, 567 Конус — Абрамса 575 — СтройЦНИЛА 588, 589 Концентрационный горизонт 217 Копры 49, 51—53 Коэффициент — сцепления 149 806 Мощность — строительио-монтажиой организа- ции 23 — рудных тел 102 Н Набрызгбетои 323, 347 Негабарит 540 Нормирование труда 27 О Опалубка — механизированная 337 — сборно-разборная 338 Опорное давление 500 Опробование 103 Оросители 754
Основание блока 490. 494, 496 Отрезной восстающим 491, 511 Отсечные (отрезные) выработки 51 1 Отверстие эквнвалеитиое 503 Отрезная щель 491, 492, 507, oil Режим — выпуска руды 506 — работы предприятия 28 Релаксация 152 Рельеф 120, 177, 268 Рудоспуск 479, 483, 517, 521, 537, 539 . 551, 557, 560
П Рудопрнемныс воронки 505, 506, 540
Параметры — вскрытия 186 . — буровзрывных работ *37, 443, 447 Первичные камеры 494 Перфораторы — телескопные 388, 390 — колонковые 388, 390 Песок 585, 586 План 119, 121 Пластичность 151 Плотность 146 Ппевмобстоиоукладчикн 333 Пневмонмпульсные устройства оЗ/, ОЗУ Погруэочно-доставочные машины 479, 483, 514, 519, 522, 541, 543—547 Погрузочные машины с нагребающими лапами 497, 483, 542, 543 Поверхностные воды 268 Подземная вода 244 Ползучесть 152 Помол 584, 599, 619 Породная подушка предохранительная Потери РУДЫ 134, 268, 271, 477 , 478, 483,487 497, 501, 506, 513, 514 516, 519, 521—525, 531—533, 53b Потолочина 489 . 494 , 497 532, 533 Представительность проб 108 Предел прочности 148, 593 Профиль 120 Прочность — усредненная 615 — локальная 617 — нормативная 624 Пускатели магнитные 711 Пусковые аппараты осветительные 722 Пьезометрический уровень 244 С Светильники — рудничные 720, 721 - аккумуляторные 723 Сечение стволов 168, 170—176, 281 Скважина закладочная 519, 606 Сквозной фильтр 244 Склады — материальные 82 взрывчатых материалов 83, зуу, 402, 409 Слежнваемость руд 506, 535 Сопряжение 354, 355 Состав — торкретбетона 324 — гидросмеси 566, 568 — гранулометрический 563, ооо Способ — вскрытия 194—198 — подготовки 217—240 СрсдиняТ диаметр куска 436, 499 , 505 Срок „„ — строительства рудника 23 — существования рудника 1Ь7 — вскрытия, подготовки и отработки этажа 167 Т Тарифная система 29 Твердость 152, 154 Телескопные перфораторы 3W Температура 264, 269, 270, 272
Р Траншейная подсечка 490, 54U Трещиноватость горных пород 143 Тюбинги 353
Разубоживание руды 135, 477, 478, 483, 487, 497 , 501, 506, 513—516, 519, 521-525, 531—533, 536 Распределительные ^тройства — высоковольтные 709, 724, 725, 728 730 — низковольтные 731 Расстрел 356, 362, 367, 369 Рассланваемость 588 Угол . — дирекниониын 120 — сдвижения и разрыва 136, 137, ioi Усадка 592 Участок закладочный он 807
ф
Фермы 45
Фигура выпуска руды 501—503
Фильтрация 145, 276, 279, 280, 567
Фундаменты 45, 349
— панельные 479, 480
— податливые 485, 486
— потолочные 489, 494, 497, 532, 533
— сплошные (ленточные) 483, 485
Цемент 353, 579—582
Ш
Хвосты обогащения 569, 571, 585, 604 Шлак
— доменный 582, 583
— котельный 584
ц Шнековый дозатор 603
Целики
— барьерные 479, 480, 488
— ленточные (сплошные) 483, 485
— междуэтажные 490, 494, 497, 531—
533
— наклонные междуэтажные 490
— опорные 479, 480, 488
Э
Эллипсоид
— выпуска 501—504
— разрыхления 502
Этаж 190, 194
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие (В. А. Гребенюк)........................................ 3
РАЗДЕЛ I. ПОРЯДОК СТРОИТЕЛЬСТВА, ЭКСПЛУАТАЦИИ И ЛИКВИДА-
ЦИИ ГОРНОГО ПРЕДПРИЯТИЯ (В А. Гребенюк, Д. С. Пыжьянов, Н. И. Ма-
сленников) .....................................................• 4
Глава 1. Данные о месторождении и условия его промышленного освоения 4
§ 1 Запасы руд и металлов по месторождению...................... 4
§ 2. Нормативный срок существования горнодобывающего предприятия 5
§ 3. Категории запасов и их учет................................. 5
§ 4. Соотношение запасов по категориям........................... 8
§ 5. Организация научных исследований........................... 10
§ 6. Передача месторождения для промышленного освоения........ 10
§ 7. Принятие решения о проектировании н строительстве горного пред-
приятия ........................................................... 10
Глава 2. Выбор площадки (трассы) для строительства, инженерные изы-
скания и проектирование ........................................... 11
Глава 3. Земельный и горный отводы. Охрана иедр ................... 20
Глава 4. Строительство горного предприятия ........................ 22
§ 8 Финансирование капитального строительства................... 22
§ 9. Материально-технические ресурсы строительства............... 23
§ 10. Мощность строительно-монтажной организации.................. 23
§11. Сроки строительства ........................................ 23
§ 12. Ввод рудника в эксплуатацию................................. 26
Глава 5. Организация горного предприятия .......................... 26
§ 13 Структура подземного горного предприятия .................
§ 14. Норматив численности инженерно-технических работникоп и слу-
жащих ..........................................................
§ 15. Режим работы подземного рудника ..........................
§ 16. Тарификация работ и рабочих...............................
§ 17. Схемы должностных окладов ИТР н служащих..................
§ 18. Формы н системы заработной платы труда рабочих............
§ 19 Производительность труда..................................
Глава 6. Консервация и ликвидация горнодобывающею предприятия . .
РАЗДЕЛ II. ПОВЕРХНОСТЬ РУДНОЙ ШАХТЫ (Я- С. Пыжьянов, С. А. Бобнев)
Глава 1. Промышленная площадка рудника...........................
§ 20. Основные принципы построения генерального плана ..........
§21. Транспортные коммуникации ................................
§ 22. Инженерные сети............................................. 42
§ 23 Инженерная подготовка территории............................ 42
§ 24. Благоустройство и озеленение................................ 43
Глава 2. Основные здания и сооружения ............................. 43
§ 25. Объемно-планнровочиые и конструктивные решения зданий и со-
оружений .......................................................... 43
§ 26. Противопожарные требования к зданиям и сооружениям .... 46
§ 27. Надшахтные копры и здания подъемных машин ................ 49
§ 28. Надшахтные здания........................................... 57
§ 29. Разгрузочные эстакады, галереи, приемные бункера ........... 59
§ 30. Калориферные установки ..................................... 65
809
§ 31. Склады руды................................................. 66
§ 32. Отвалы пустых пород......................................... 69
Глава 3. Вспомо1ательные здания и сооружения..................... 71
§ 33 Административно-бытовой комбинат ........................... 71
§ 34. Ремонтные мастерские рудника ............................... 60
§ 35. Здания н сооружения энергетического назначения ............. 81
§ 36. Материальные склады......................................... 82
§ 37. Склады взрывчатых материалов................................ «3
§ 38. Рудничная лаборатория....................................... 86
РАЗДЕЛ III. РУДНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ И ГЕОЛОГО-МАРКШЕЙДЕРСКОЕ
ДЕЛО (Я. С. Пыжьянов. О. Л. Сокольников, В Б Коняева).............. °?
Глава 1. Условия формирования горных пород ........................ 87
§ 39. Строение н химический состав земной коры ................... 87
§ 40. Генетические типы горных пород ............................. 88
Глава 2. Классификация рудных месторождений........................ 92
§ 41. Классификация рудных тел но морфологии...................... 92
§ 42. Группировка месторождений полезных ископаемых по их промышлен-
ной принадлежности ............................................... 93
§ 43. Основные руды и минералы.................................... 93
Глава 3. Промышленные кондиции и подсчет запасов .................. 99
Глава 4. Опробование ............................................... ЮЗ
§ 44 Взятие проб.................................................... ЮЗ
§ 45. Задачи н виды опробования..................................... 106
§ 46. Представительность индивидуальных и групповых проб............ 108
§ 47. Масса пробы отбитой руды....................................... Ю8
§ 48. Смешение и сокращение проб..................................... НО
§ 49. Точность химического опробования ............................. 112
§ 50. Минералогическое опробование ................................. 113
§ 51. Пробонодготовительная и химическая лаборатории................. ИЗ
Глава 5. Геологическая служба...................................... 114
§ 52. Задачи геологической службы................................. 114
§ 53. Структура геологической службы ............................. 117
§ 54. Планирование и финансирование геологоразведочных работ ... 117
Глава 6. Маркшейдерское дело....................................... 118
§ 55. Виды маркшейдерских съемок.................................. 121
§ 56. Составление маркшейдерских планов, проекций и разрезов ... 121
§ 57. Маркшейдерское обеспечение шахтного строительства........... 122
§ 58. Маркшейдерские работы при строительстве сооружений промпло-
щадкн и проходке стволов .......................................... 124
§ 59. Маркшейдерское обеспечение подземных горных работ .......... 125
§ 60. Геометрнзация месторождений полезных ископаемых............. 133
§ 61. Учет добычи, потерь и движения запасов полезного ископаемого 134
§ 62. Контроль за сдвижением горных пород и охрана сооружений ... 136
63. Структура маркшейдерской службы ............................... 140
Глава 7. Горно-геологическая характеристика горных пород............ 141
§ 64. Структура и текстура горных пород............................. 141
§ 65 Элементы залегания рудных тел................................. 142
§ 66. Классификация горных пород по устойчивости.................... 143
§ 67. Трещиноватость горных пород................................... 143
§ 68. Водные свойства горных пород ................................. 145
Глава 8. Физико-механнческие свойства горных пород.................. 146
810
РАЗДЕЛ IV. ВСКРЫТИЕ И ПОДГОТОВКА ЗАПАСОВ ШАХТНЫХ ПОЛЕЙ
(Я. С. Пыжьянов'). ... • • • ............. *64
Глава 1. Параметры рудника......................................... 164
§ 69 Производственная мощность н срок существования рудника ... 164
§ 70. Срок вскрытия, подготовки и отработки этажа. Коэффициенты опе-
режения ........................................................... 167
§ 71. Вскрывающие выработки. Форма и размеры их поперечного сечения 168
Глава 2. Факторы, влияющие иа выбор схем н способов вскрытия ... 177
§ 72. Рельеф местности и морфология месторождения................. 177
§ 73. Место заложения основной вскрывающей выработки ............. ’77
§ 74. Порядок отработки шахтного поля............................. 180
§ 75. Углы сдвижения и разрыва горных пород ...................... 181
§ 76. Техника и технология горных работ........................... 182
§ 77. Возможность открыто-подземной разработки.................... 182
Глава 3. Основные параметры вскрытия шахтного поля ................ 186
§ 78. Размеры шахтного поля....................................... 186
§ 79. Высота этажа................................................. 190
§ 80. Число этапов (ступеней) вскрытия............................ 193
§ 81. Шаг вскрытия и углубка стволов............................. 193
§ 82. Число этажей в шаге вскрытия............................. 194
Глава 4. Классификация способов вскрытия н примеры из практики . . 194
§ 83. Выработки вскрытия.......................................... 194
§ 84. Методы и способы вскрытия................................... 194
§ 85. Классификация способов вскрытия............................. 195
§ 86. Практика вскрытия месторождений ............................ 199
Глава 5. Технико-экономическое сравнение схем и способов вскрытия 208
Глава 6. Подготовка запасов шахтного поля.......................... 217
§ 87. Факторы, влияющие на выбор способа подготовки .............. 222
§ 88. Выбор места заложения подготовительных выработок............ 235
§ 89. Затраты и натуральные показатели при технико-экономическом
сравнении вариантов подготовки..................................... 241
§ 90. Нормы обеспеченности подготовленными к выемке запасами руды 241
РАЗДЕЛ V. ЗАЩИТА ОТ ВОДЫ И ОСУШЕНИЕ ШАХТНОГО ПОЛЯ
(Я- с. Пыжьянов, А М Белоусов)........................... . 244
Глава 1. Ограждение шахтного поля от проиикиовеиия поверхностных вод 244
Глава 2. Прогиозироваиие притоков и способы защиты шахт от воды 248
§ 91. Расчет притоков шахтных вод.............................. 249
§ 92. Способы защиты шахт от воды ................................. 252
Глава 3. Осушение шахтного поля ..................................... 256
§ 93. Условия применения способов и систем осушения ................ 259
§ 94. Дренажные выработки и шахты................................... 260
§ 95. Дренажные устройства ......................................... 261
Глава 4. Очистка и использование шахтиых вод......................... 263
§ 96. Классификация вод и примесей ................................. 265
§ 97. Требования к качеству шахтиых вод и их использование .... 268
§ 98. Очистка шахтиых вод........................................... 271
РАЗДЕЛ VI. ПРОВЕДЕНИЕ И КРЕПЛЕНИЕ ВЫРАБОТОК (В К Вороненко,
Н. Г. Гаркуша, С. Ф. Северин, Я С Пыжьянов) ............ 281
Глава 1. Поперечные сечения горных выработок..................... 281
Глава 2. Проведение выработок.................................... 290
§ 99. Проведение горизонтальных выработок...................... 290
811
§ 100. Проходка восстающих выработок.............................. 300
Глава 3. Крепление горных выработок ............................... 306
§ 101. Горное давление............................................ 306
§ 102. Типы крепи и выбор крепежных материалов ................... 312
§ 103. Средства механизации крепежных работ....................... 327
§ 104. Оборудование для осмотра и крепления кровли................ 343
Глава 4. Крепление и армнровка стволов шахт ....................... 346
§ 105. Крепление вертикальных стволов............................. 346
§ 106. Жесткие армнровки вертикальных стволов .................... 356
§ 107. Эластичные армировкн....................................... 378
§ 108. Вспомогательные проводники жестких и эластичных армировок 380
РАЗДЕЛ VII. БУРОВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ (И Е. Ерофеев).................. 383
Глава 1. Бурение взрывных скважин .............................. 383
§ 109. Вращательный способ .................................... 383
§ ПО. Пневмоудариый способ.................................... 384
§ 111. Ударно-вращательный способ.............................. 388
§ 112. Вращательно ударный способ.............................. 392
§ 113. Гидравлические бурильные машины......................... 393
Глава 2. Взрывчатые вещества и средства мехаиизацин взрывных работ 394
§ 114. Взрывчатые вещества для подземных работ в шахтах, не опасных
по газу и пыли ................................................. 394
§115. Приготовление игданита.................................. 398
§ 116 Схемы комплексной механизации взрывных работ............. 402
§ 117. Средства механизации взрывных работ..................... 404
Глава 3. Формирование заряда при пневматическом заряжании скважин
[ранулированиыми ВВ .............................................. 426
§ 118 Условия формирования заряда в восходящей скважине......... 426
§ 119. Экспериментальные показатели физико-механических свойств гра-
нулированных ВВ................................................... 431
§ 120. Регулирование плотности заряда ВВ в скважине............... 433
§ 121. Инициирование заряда гранулированных ВВ.................... 433
Глава 4. Параметры буровзрывных работ.............................. 434
§ 122. Удельный расход ВВ, диаметр и сетка скважин................ 434
§ 123. Глубина скважин ........................................... 443
Глава 5. Взрывные работы........................................... 452
§ 124. Особенности использования инициирующих средств ............ 452
§ 125. Испытания капсюлей-детонаторов..................• . . . . 460
§ 126. Испытания электродетонаторов.............................. 461
§ 127. Испытания огнеупорного шнура.............................. 462
§ 128 Испытания средств электрического зажигания огнепроводного
шнура ....................................................... 463
§ 129. Испытания детонирующего шнура............................. 463
§ 130. Испытания пиротехнического реле КЗДШ-69 на безотказность
Действия н время замедления................................ 465
Глава 6. Организация проведения массового взрыва.................. 466
§ 131. Документация............................................... 466
§ 132. Подготовка блока к массовому взрыву........................ 467
§ 133. Допуск людей к доставке ВВ и зарядке скважин............... 468
§ 134. Монтаж взрывной сети....................................... 471
§ 135. Охрана опасной зоны ....................................... 473
§ 136. Производство взрыва........................................ 473
§ 137. Мероприятия после взрыва................................... 474
812
РАЗДЕЛ VIII. СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ И ДОСТАВКА РУды (в р Им
нитое, А О. Баранов)...........’..................................... 475
Глава 1. Требования к разработке месторождений. Классификация систем.
Принципы их технико-экономического сравнения и оптимизации пара-
метров .............................................................. 475
Глава 2. Системы разработки с естественным поддержанием очистного
пространства ........................................................ 478
§ 138. Сплошная система разработки ................................. 479
§ 139. Камерно-столбовая система................................. 480
§ 140. Камерная система разработки ................................. 488
§ 141. Особенности выемки камер, подлежащих последующей твердеющей
закладке............................................................. 494
§ 142 Системы разработки с отбойкой из магазинов................... 494
§ 143. Другие системы I класса ..................................... 497
Глава 3. Системы разработки с обрушением руды и вмещающих пород 498
§ 144. Обрушение вмещающих пород ................................. 499
§ 145. Выпуск рулы пол налегающими обрушенными породами .... 500
§ 146. Общие особенности систем................................... 506
§ 147. Этажиое принудительное обрушение со сплошной выемкой . . . 507
§ 148. Этажное принудительное обрушение с компенсационными камерами 509
§ 149. Этажиое самообрушеиие...................................... 511
§ 150 Системы подэтажного обрушения............................... 513
Глава 4. Системы разработки с искусственным поддержанием очистного
пространства ...................................................... 516
§ 151. Однослойная выемка с закладкой............................. 517
§ 152. Система разработки горизонтальными слоями с закладкой ... 517
§ 153. Система разработки наклонными слоями с закладкой ........... 519
§ 154. Система разработки тонких жил с раздельной выемкой .... 520
§ 155. Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой........... 521
£ 156. Системы разработки с креплением ........................... 522
§ 157. Системы с креплением и последующим обрушением пород . . . 523
§ 158. Столбовая система разработки с обрушением ................. 524
§ 159. Слоевое обрушение.......................................... 528
Глава 5. Выемка целиков............................................ 531
§ 160. Вые.мка целиков с обрушением руды и вмещающих пород....... 531
§ 161. Выемка целиков прн искусственном поддержании очистного про-
странства закладкой камер ......................................... 532
Глава 6. Особенности выбора системы разработки....................... 533
§ 162. Системы разработки, приемлемые по постоянным факторам . . . 534
§ 163. Ограничения в применении систем но переменным факторам . . 534
§164. Порядок отбора технически приемлемых систем................... 536
Глава 7. Доставка руды ............................................ 536
§ 165. Вторичное дробление руды и ликвидация заторов.............. 537
§ 166. Самотечная доставка руды................................... 539
§ 167. Выработки для выпуска и вторичного дробления руды .... 540
§ 168. Погрузка и доставка руды самоходным оборудованием.......... 541
§ 169. Выпуск и доставка руды питателями и конвейерами............. 551
§ 170. Скреперная доставка руды.................................... 557
§ 171. Взрывная доставка руды...................................... 559
§ 172. Гидравлическая доставка руды................................ 561
РАЗДЕЛ IX. ЗАКЛАДОЧНЫЕ РАБОТЫ (В А. Гребенюк. Г. В Соколов) . . . 562
Глава 1. Способы и виды закладки .............................. 562
§ 173. Самотечная закладка.................................... 562
§ 174. Механическая закладка ......................... . ’ 563
813
§ 175. Пневматическая закладка ................................... 564
§ 176. Гидравлическая закладка ................................... 566
§ 177. Бетонная закладка.......................................... 575
§ 178 Комбинированные способы закладки .......................... 578
§ 179 Твердеющая закладка........................................ 578
Глава 2. Материалы для твердеющей закладки и закладочные смеси . . 579
§ 180. Вяжущие вещества........................................... 579
§181. Инертные заполнители....................................... 585
§ 182. Добавки.................................................... 586
§ 183. Вода для затворения смеси.................................. 588
§ 184. Твердеющие закладочные смеси............................... 588
§ 185. Технико-экономические показатели применения закладочных сме-
сей ............................................................... 598
Глава 3. Технология закладочных работ.............................. 598
§ 186. Подготовка закладочных материалов ........................... 598
§ 187. Приготовление закладочной смеси ............................. 603
§ 188. Транспорт закладочной смеси.................................. 606
§ 189. Возведение закладочных массивов ............................. 612
§ 190. Контроль прочности закладочного массива ..................... 614
§ 191. Организация закладочных работ на горнорудных предприятиях 617
Глава 4. Активация вяжущих материалов и закладочных смесей . . . 618
§ 192. Теоретические основы активации.............................. 618
§ 193. Способы активации .......................................... 619
§ 194. Домол вяжущего (цемента).................................... 619
§ 195. Виброактивация.............................................. 620
§ 196. Турбулентная активация...................................... 621
§ 197. Электромагнитная активация ................................. 622
§ 198. Комбинированные способы активации........................... 623
Глава 5. Нормативная прочность закладочного массива............... 624
§ 199. Нормативная прочность при камерных системах разработки 625
§ 200. Нормативная прочность при сплошных системах разработки . . . 627
РАЗДЕЛ X. МЕХАНИЧЕСКОЕ И ЭНЕРГЕТИЧЕСКОЕ ОБОРУДОВАНИЕ ШАХТ
(Л. С. Донченко) ..............................................
Глава 1. Перфораторы и бурильные установки.....................
§ 201. Перфораторы ...........................................
§ 202. Самоходные бурильные установки.........................
Глава 2. Механическое дробление. Питатели и затворы............
§ 203. Щековые дробилки.......................................
§ 204. Конусные дробилки для крупного дробления ..............
§ 205. Молотковые дробилки....................................
§ 206. Питатели руды и затворы ...............................
Глава 3. Подземный транспорт и погрузочные машины..............
§ 207. Электровозная откатка .................................
§ 208. Рудничные вагонетки ...................................
§ 209. Вагоноопрокидыватели...................................
§ 210. Конвейерный транспорт .................................
§ 211. Безрельсовый транспорт.................................
§ 212. Погрузочные машины ....................................
Глава 4. Шахтиый подъем........................................
§ 213. Подъемные установки ...................................
§ 214. Копровые шкивы ......................................’
632
632
632
636
639
639
643
645
647
647
647
658
660
662
666
672
673
673
677
678
§ 215. Подъемные сосуды, прицепные и подвесные устройства
814
§ 216. Парашютные устройства.................................. 682
§ 217. Основное оборудование Стволов и рудлоороп шахт........ Г>84
§218. Канаты................................................. 686
Глава 5. Шахтный водоотлив и водоснабжение......................... 688
§ 219 Насосные станции............................................ 688
§ 220. Водопсрекачпые насосы ...................................... 690
§ 221. Эрлифты и гидроэлепаторы.................................... 691
§ 222. Эксплуатация центробежных насосов........................... 692
§ 223. Параметры шахтного водоотлива .............................. 692
§ 224. Водоснабжение ............................................. 693
Глава 6. Воздухоснабжение .......................................... 694
§ 225. Поршневые компрессоры...............................'..... 694
§ 226. Турбокомпрессоры........................................... 696
§ 227. Винтовые компрессоры....................................... 697
§ 228. Смазка компрессоров.......................................... 698
§ 229. Воздухосборники и влагомаслоотделители....................... 698
§ 230. Шахтные трубопроводы ........................................ 700
§ 231. Пневматические двигатели .................................... 701
РАЗДЕЛ XI. ЭЛЕКТРОТЕХНИЧЕСКИЕ УСТАНОВКИ, АВТОМАТИЗАЦИЯ,
СВЯЗЬ И СИГНАЛИЗАЦИЯ (В А. Зиновьев). . . .
Глава 1. Электроснабжение и электрооборудование..................
§ 232. Основные формулы по электротехнике ......................
§ 233. Электроснабжение рудников ...............................
§ 234. Электрооборудование подземных подстанций.................
§ 235. Электрооборудование низковольтных силовых токоприемников
§ 236. Высоковольтные и низковольтные силовые кабельные сети ....
§ 237. Защитные заземления .....................................
§ 238. Нормы освещенности.......................................
§ 239. Рудничные светильники ...................................
§ 240. Питание подземных осветительных установок ...............
§ 241. Аккумуляторные светильники ..............................
§ 242. Эксплуатация рудничного электрооборудования .............
§ 243. Электроснабжение поверхностных объектов..................
Глава 2. Электропривод ..........................................
§ 244 Законы динамики .........................................
§ 245. Электрические машины.....................................
§ 246. Механические характеристики электродвигателей ...........
§ 247. Расчет мощности электродвигателей........................
Глава 3. Автоматизация производственных процессов ...............
§ 248. Задачи автоматизации ....................................
§ 249. Автоматизация подъемных установок........................
§ 250. Автоматизация водоотливных установок.....................
§ 251. Автоматизация вентиляторов главного проветривания........
§ 252. Автоматизация калориферных установок ....................
Глава 4. Связь и сигнализация ...................................
РАЗДЕЛ XII. ПРОВЕТРИВАНИЕ И ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ (В К. Воро-
ненко. В. В Пак) ... ..........................
Глава 1. Проветривание горных выработок и борьба с пылью.........
§ 253. Рудничный воздух.........................................
§ 254. Снижение запыленности рудничной атмосферы................
§ 255. Схемы и способы проветривания ...........................
§ 256. Расчет вентиляции........................................
§ 257. Вентиляторные установки .................................
703
703
703
704
707
707
707
719
719
720
721
723
726
726
732
732
733
740
741
742
742
742
744
744
744
750
751
751
751
751
755
759
769
815
§ 258. Вентиляторы главного проветривания........................... 770
§ 259. Вентиляторы местного проветривания........................... 776
Глава 2. Предупреждение и ликвидация подземных пожаров .... 786
§ 260. Общие сведения о подземных пожарах........................... 786
§ 261. Методы борьбы с подземными пожарами ......................... 787
§ 262. Ликвидация последствий рудничных пожаров..................... 789
§ 263. Горноспасательное дело ...................................... 790
Глава 3. Охрана труда и техника безопасности ....................... 79!
§ 264. Анализ производственного травматизма и заболеваний........ 791
§ 265. Техника безопасности ....................................... 793
§ 266. Профилактика заболеваний.................................... 795
§ 267. Система мер по обеспечению безопасных условий труда .... 796
Список литературы .................................................. 801
Алфавитно-предметный указатель...................................... 805
СПРАВОЧНИК ПО ГОРНОРУДНОМУ ДЕЛУ
Под ред. В. А. Гребенюка, Я- С. Пыжьянова, И. Е. Ерофеева
Редакторы издательства: Е. И. Тележников, В. Т Винокуров
Переплет художника Г. Н Погореловой
Художественный редактор О. Н. Зайцева
Технический редактор А. Г. Иванова
Корректоры 3 Л. Ляхова, И. Ю Каменская
ИБ № 4761
Сдано в набор lS.09.82. Подписано в печать IS 03 83 T-026S4.
Формат 60x90'/». Бумага ки./журн. Гарнитура «Литературная*.
Печать высокая. Усл. печ л. 51,0. Уел. кр.-отт. 51,0. Уч.-над. л. 05,0.
Тнраж 13 000 эка.] Заказ 210/8876—10. Цена 3 р. 60 к.
Ордена «Знак Почета* издательство «Недра*.
Москва, к-12, Третьяковский проезд, I/I9
Ленинградская типография № 6 ордена Трудового Красного Знамени
Ленинградского объединения «Техническая книга* им. Евгении Соколовой
Союзполнграфпрома при Государственном комитете СССР
по делам издательств, полнграфнн и книжной торговли.
193144. I. Ленинград, ул. Моисеенко, 10.