На главную | База 1 | База 2 | База 3
Поддержать проект
Скачать базу одним архивом
Скачать обновления

МИНИСТЕРСТВО ЦВЕТНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ СССР

НОРМЫ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЕКТИРОВАНИЯ РУДНИКОВ ЦВЕТНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ С ПОДЗЕМНЫМ СПОСОБОМ РАЗРАБОТКИ

1ВНТП 37 86

Минцветмет СССР

Москва 1986

"Нормы технологического проектирования рудников цветной металлургии с подземным способом разработки" подготовлены институтом "Гипроцветмет" совместно с другими организациями: ВНИИцветмет, ВНИПИгорцветмет, Гипроникель, Дальстройпроект, Джезказганнипицветмет, Иргиредмет, Кавказгипроцветмет, Казгипроцветмет, Норильскпроект, Средазнипроцветмет, ЦНИИПП, ЦНОТцветмет, ВНИМИ, ИПКОН, Московский горный институт на основании Плана разработки ведомственной документации Министерства цветной металлургии СССР, утвержденного 17 ноября 1981 г., и технического задания, утвержденного Минцветметом СССР 2 июля 1982 г.

С введением в действие

Норм

ВНТП 37-86

Минцветмет СССР

утрачивают силу:

Нормы технологического проектирования горнорудных предприятий цветной металлургии с подземным способом разработки, 1975 г.

Нормы технологического проектирования подземного способа разработки месторождений руд цветных металлов с применением самоходного оборудования

Утверждены протоколом Минцветмета СССР от 12.02.1986 г. 48 по согласованию с:

Госстроем СССР и ГКНТ от 29.01.1986 г. № 45-143

Госгортехнадзором СССР от II.10.1985 г. № 05-20/364

Содержание

1. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ

2. ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1. Требования к исходным данным по сырьевой базе и геолого-технической изученности месторождения

2.2. Запасы полезного ископаемого

2.3. Нормы обеспеченности вскрытыми, подготовленными и готовыми к выемке запасами

2.4. Направление и объемы эксплуатационной разведки в период строительства и эксплуатации рудника

3. ГОРНАЯ ЧАСТЬ

3.1. Горный отвод

3.2. Охрана сооружений и природных объектов от вредного влияния горных разработок

3.3. Мощность и срок существования рудника.

3.4. Вскрытие месторождения

3.5. Горнокапитальные выработки

3.6. Режим работы рудников

3.7. Системы разработки

3.9. Выбор самоходного оборудования и принципы формирования комплексов

3.10. Буровзрывные работы.

3.11. Погрузка и доставка руды

3.12. Рудничная вентиляция

4. ГОРНО-МЕХАНИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

4.1. Шахтный подъем

4.2. Рудничный транспорт

4.3. Рудничный водоотлив

4.4. Воздушно-силовое хозяйство

4.5. Водоснабжение

4.6. Главные вентиляторные и калориферные установки

4.7. Механизация и автоматизация основных и вспомогательных работ

5. ОСУШЕНИЕ ПОДЗЕМНЫХ РУДНИКОВ

5.1. Основные положения

5.2. Подземные дренажные выработки

5.3. Дренажные устройства и технология сооружения

5.4. Конструкции дренажных устройств

5.5. Способы сооружения дренажных устройств.

5.6. Водоприемные фильтры

5.7. Мероприятия по интенсификации работ дренажных устройств

5.8. Гидрозащитные сооружения от поверхностных вод

5.9. Охрана окружающей среды

6. ПРОТИВОПОЖАРНАЯ ЗАЩИТА ШАХТ

7. ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ, ЭЛЕКТРООБОРУДОВАНИЕ, ЭЛЕКТРИЧЕСКОЕ ОСВЕЩЕНИЕ

7.1. Общие положения

7.2. Электроснабжение установок на поверхности рудников

7.3. Электроснабжение и электрооборудование подземных установок

7.4. Электрификация подземного железнодорожного транспорта

7.5. Электрическое освещение подземных выработок

7.6. Защитные меры безопасности электроустановок на поверхности рудников и в подземных выработках

7.7. Обслуживание электроустановок и штаты

8. СВЯЗЬ и Сигнализация

8.1. Общие положения

8.2. Виды связи

8.3. Линейные сооружения комплексной телефонной сети

8.4. Заземление

8.5. Стволовая связь и сигнализация

8.6. Автоматическая светофорная сигнализация и блокировка (АССБ) самоходного транспорта.

9. АВТОМАТИЗАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВЕННЫХ ПРОЦЕССОВ И ДИСПЕТЧЕРИЗАЦИЯ

10. ТРЕБОВАНИЯ К НАДШАХТНЫМ ЗДАНИЯМ И СООРУЖЕНИЯМ

10.1. Требования к копрам одноканатного подъема

10.2. Требования к башенным копрам

10.3. Требования к надшахтным зданиям и приемным бункерам

10.4. Требования к эстакадам и галереям

11. РЕМОНТНАЯ СЛУЖБА

11.1. Общие положения

11.2. Объекты подземной ремонтной службы

11.3. Техническое обслуживание и ремонт самоходного оборудования

12. СКЛАДСКОЕ ХОЗЯЙСТВО

13. ТРЕБОВАНИЯ К оТВАЛооБРА3ОВАНИЮ И ВОССТАНОВЛЕНИЮ (РЕКУЛЬТИВАЦИИ) НАРУшЕННЫХ ЗЕМЕЛЬ

14. ТРАНСПОРТ НА ПОВЕРХНОСТИ

15. ПРОМЫШЛЕННАЯ САНИТАРИЯ

15.1. Защита воздушного бассейна на промплощадках предприятия

15.2. Борьба с шумом вентиляторных установок

15.3. Водоснабжение и канализация

15.4. Требования к отоплению и вентиляции

15.5. Требования к теплоснабжению

16. САНИТАРНО-БЫТОВОЕ ОБСЛУЖИВАНИЕ ТРУДЯЩИХСЯ И ПРОМЫШЛЕННАЯ ЭСТЕТИКА

17. ОРГАНИЗАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВА И ТРУДА

18. ОБЩИЕ ТРЕБОВАНИЯ БЕЗОПАСНОСТИ ТРУДА

19. НОрмЫ ПРОЕКТИРОВАНИЯ РАЗРАБОТКИ РОССЫПНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

ПРИЛОЖЕНИЯ

Приложение 1 Горнотехнологические параметры самоходных (на пневмоколесном ходу) бурильных установок для бурения шпуров диаметром 32-50 мм

Приложение 2 Горнотехнологические параметры самоходных (на пневмоколесном ходу) буровых станков для бурения скважин диаметром 51-85 мм

Приложение 3 Горнотехнологические и конструктивные параметры вспомогательных машин на базе унифицированных самоходных машин

Приложение 4 Горнотехнологические параметры самоходных машин для погрузки, доставки и транспортирования горной массы

Приложение 5 Значения коэффициента аэродинамического сопротивления a для горных выработок

Приложение 6 Категории электроприемников по надежности электроснабжения

Приложение 7 Коэффициенты для расчета электрических нагрузок электроприемников

Приложение 8 Коэффициенты для перевода физических величин объема обслуживания электросетей в условные единицы

 

Министерство цветной металлургии СССР (Минцветмет СССР)

Ведомственные нормы и правила

Нормы технологического проектирования рудников цветной металлургии с подземным способом разработки

BHTII -

Минцветмет СССР
Взамен "Норм …"

1. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ

1.1. Настоящие нормы содержат положения и требования к проектированию рудников цветной металлургии с подземным способом разработки. Они распространяются на проектирование вновь строящихся, расширяемых, реконструируемых и технически перевооружаемых рудников и служат задачам дальнейшего повышения технического уровня отрасли.

1.2. Все организации цветной металлургии при разработке проектов на строительство новых, расширение, реконструкцию и техническое перевооружение действующих подземных рудников обязаны выполнять не только положения настоящих норм, но и соблюдать все действующие общесоюзные и отраслевые нормативно-технические документы (СНиП и СН, правила безопасности, правила технической эксплуатации, инструкции, нормы технологического проектирования, стандарты, ССБТ и др.), утвержденные Госстроем СССР, Госгортехнадзором СССР, Минцветметом СССР и другими ведомствами и являющиеся обязательными для рудников с подземным способом разработки руд цветных металлов.

Для рудников и шахт, опасных по газу, необходимо учитывать требования газового режима, утвержденные Минцветметом СССР по согласованию с Госгортехнадзором СССР, или Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах.

1.3. Разработку проекта (рабочего проекта) следует осуществлять на основе технологического регламента, который согласно отраслевой инструкции, утвержденной Минцветметом СССР 5.05.1985 г., наряду с заданием на проектирование является обязательным, основополагающим документом.

1.4. В целях повышения эффективности использования минерально-сырьевых ресурсов в народном хозяйстве проектные организации при составлении проектов должны руководствоваться "Отраслевыми требованиями, предъявляемыми к проектированию предприятий по добыче и переработке полезных ископаемых с целью рационального и комплексного использования минерального сырья", утвержденными Минцветметом СССР.

Внесены Государственным ордена Трудового Красного Знамени институтом по проектированию предприятий цветной металлургии ("Гипроцветмет")

Утверждены протоколом Министерства цветной металлургии СССР " от 12 февраля 1986 г. № 48

Срок введения в действие «1» января 1987 г.

2. ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1. Требования к исходным данным по сырьевой базе и геолого-технической изученности месторождения

2.1.1. Проектирование рудников производится на основе геологического и иного изучения недр, с учетом комплексного развития экономического района в соответствии с действующими "Основами законодательства Союза ССР и союзных республик о недрах", "Едиными правилами охраны недр при разработке месторождений твердых полезных ископаемых".

2.1.2. Проектирование рудника начинается после утверждения запасов полезных ископаемых и оформления передачи месторождения (участка) для промышленного освоения. При наличии разрешения Совета Министров СССР проектирование рудника можно вести и на месторождении с неутвержденными запасами полезных ископаемых.

2.1.3. Перед составлением проекта проектная организация обязана проверить наличие в представленном ей геологическом отчете по месторождению или участку, подлежащему промышленному освоению, всех материалов, необходимых для проектирования, обратив особое внимание на полноту исходных данных не только по основным, но и по всем сопутствующим полезным компонентам и вмещающим породам.

2.1.4. Классификацию месторождений по элементам залегания (углам падения и мощности) и по устойчивости руды и породы принимать согласно параграфам 76 и 77 "Правил технической эксплуатации рудников, приисков и шахт, разрабатывающих месторождения цветных, редких и драгоценных металлов" и ГОСТ 25100-82.

2.2. Запасы полезного ископаемого

2.2.1. Группировку запасов руды по народнохозяйственному значению (балансовые, забалансовые), категорийность запасов в зависимости от степени разведанности месторождений, изученности качества сырья и горнотехнических условий разработки месторождений (категорий А, В, C1 и С2,), соотношение запасов категорий А, В и С1, необходимое для составления проектов на строительство новых и реконструкцию действующих рудников, а также учет при проектировании запасов категории С2 и забалансовых для осуществления проекта развития предприятий (определение наибольшей глубины и площади разработки, выбор способа вскрытия и места заложения шахтных стволов, зон сдвижения, расположения сооружений, подъездных путей и отвалов) принимать в соответствии с "Классификацией запасов месторождений и прогнозных ресурсов твердых полезных ископаемых".

При проектировании расширения и реконструкции рудников допускается использование принятых ЦКЗ оперативных балансовых запасов категорий A+B+С1 в количестве, не превышающем 20 % общих запасов этих категорий, утвержденных ГКЗ СССР (ТКЗ).

2.2.2. В проекте должна быть рассмотрена целесообразность добычи попутных полезных ископаемых, их использования или временного складирования, а также возможность разработки и переработки забалансовых запасов вместе с балансовыми или предусмотрены мероприятия по сохранению забалансовых запасов в недрах для использования их в будущем.

2.2.3. В проекте должны быть определены промышленные запасы и количество товарной руды. Промышленными считаются принятые к проектированию запасы в соответствии с "Классификацией запасов месторождений и прогнозных ресурсов твердых полезных ископаемых", за вычетом потерь, связанных с горно-геологическими и гидрогеологическими условиями разработки (в целиках у тектонических нарушений, на участках, где возможны внезапные прорывы воды, на выходах и местах выклинивания залежей, имеющих сложную конфигурацию, в приконтактовых частях почвы залежей, на участках, где в кровле имеются пустоты карстового типа) а также потерь в предохранительных и барьерных целиках общерудничного назначения). При этом запасы балансовой руды во временных предохранительных и барьерных целиках выемка которых предусмотрена проектам, не исключаются из промышленных

2.2.4. Товарная руда является основой для определения производительности рудника, срока его деятельности и календарного графика работы. Количество и качество товарной руды определяются промышленными запасами с учетом эксплуатационных потерь и разубоживания.

Количество добываемой товарной руды определяется по формуле:

                                                                                             (1)

где Д - количество товарной руды, тыс. т;

Б - погашаемые при добыче промышленные запасы, тыс. т;

Кп, Кр - коэффициенты, учитывающие потери и разубоживание при добыче, они равны:

                                                                                              (2)

где п ,р - соответственно потери и разубоживание в долях единицы.

Содержание полезных компонентов в товарной руде в зависимости от содержания в разубоживающей массе и потерях:

СТ = С •Кр,                                                                                               (3)

СТ = Кр - Ср) + Ср,                                                                               (4)

                                                    (5)

где Ст - содержание в товарной руде, % (г/т);

С - содержание в погашенных при добыче балансовых запасах, % (г/т);

Сп - содержание в потерянных при добыче балансовых запасах, % (г/т);

Ср - содержание в примешанных породах (разубоживающей массе), % (г/т).

Формула (3) применяется в случаях, когда С = 0 и Сп = С; формула (4)- в случаях, когда известно Ср , а Сп = С; формула (5) - в случаях, когда все величины С, Ср и Сп имеют разные значения.

2.3. Нормы обеспеченности вскрытыми, подготовленными и готовыми к выемке запасами

2.3.1. Обеспеченность рудника вскрытыми, подготовленными и готовыми к выемке запасами определять по действующей "Методике расчета нормативов запасов руды (песков) по степени подготовленности к добыче на предприятиях Минцветмета СССР".

2.3.2. Нормы обеспеченности подготовленными и готовыми к выемке запасами действующего рудника принимать по соответствующим приказам Минцветмета СССР.

2.4. Направление и объемы эксплуатационной разведки в период строительства и эксплуатации рудника

В проекте разработки месторождения рассматривается необходимость его доразведки в период строительства и эксплуатации проведением промышленной и эксплуатационной разведки, и даются принципиальное направление и схема проведения этих работ.

Промышленную разведку следует предусматривать на недостаточно изученных горизонтах, участках и флангах месторождения в увязке с развитием горных работ для уточнения отдельных характеристик месторождения и перевода запасов из низких категорий разведанности в более высокие.

Эксплуатационная, разведка производится с целью уточнения контуров рудных тел, технологических типов и сортов руды, содержания в ней полезных компонентов, а также характеристик конкретных участков и эксплуатационных блоков. Ее следует вести в тесной увязке с проходкой горно-подготовительных, нарезных выработок и взрывных скважин. Она призвана обеспечивать необходимой информацией очистные работы.

3. ГОРНАЯ ЧАСТЬ

3.1. Горный отвод

При проектировании нового рудника должен быть составлен проект горного отвода»

Порядок оформления горного отвода и связанный с ним состав и объем проектных работ определяется действующей "Инструкцией о порядке предоставления горных отводов для разработки месторождений полезных ископаемых", утвержденной Госгоргехнадзором СССР.

3.2. Охрана сооружений и природных объектов от вредного влияния горных разработок

Выбор, согласование и утверждение мер охраны сооружений производятся с соблюдением соответствующих правил или указаний, a при их отсутствии "Временных правил подземных разработок на рудных месторождениях с неизученным процессом сдвижения горных пород, утвержденных Госгортехнадзором СССР.

3.3. Мощность и срок существования рудника.

3.3.1. Определение производственной мощности рудника.

3.3.1.1. Годовую производственную мощность рудника по горным возможностям для месторождений с углом падения 30-90° рекомендуется определять исходя из величины годового понижения уровня выемки на месторождении по формуле

                                       (6)

V - среднее годовое понижение уровня выемки, м;

S - средняя величина рудной площади этажа, тыс. м2;

K1, K2, K3, K4 - поправочные коэффициенты к величина годового понижения, в соответствии с углом падения, мощностью рудных тел, применяемыми системами разработки и числом этажей, находящихся одновременно в работе;

Т - плотность руды, т/м3;

Kп Kр  - коэффициенты, учитывающие, соответственно потери и разубоживание руды.

Величину годового понижения уровня выемки в зависимости от рудной площади этажа принимать по табл. 1.

Таблица 1

Рудная площадь, тыс. м2

Величина годового понижения выемки, м

До 4

26-33

4-6

23-30

6-12

17-25

12-20

13-22

Свыше 20

9-15

Поправочные коэффициенты на угол падения, мощность рудных тел, применяемые системы разработки и число этажей, находящихся одновременно в работе, определяются из табл. 2-5.

Таблица 2

Поправочный коэффициент К1 к величине годового понижения уровня выемки в зависимости от угла падения

Угол падения, град

К1

90

1,2

60

1,0

45

0,9

30

0,8

Таблица 3

Поправочный коэффициент К2 к величине годового понижения уровня выемки в зависимости от мощности рудного тела

Мощность рудного тела, м

К2

До 3

1,3

3-5

1,2

5-15

1,0

15-25

0,8

Свыше 25

0,6

Таблица 4

Поправочный коэффициент К3 к величине годового понижения уровня выемки в зависимости от применяемых систем разработки

Системы разработки

Класс по ПТЭ, §. 122

К3

С открытым выработанным пространством, магазинированием руды и обрушением (исключая слоевое) без профилактического заиливания

I

 

II

1,0

V

 

С креплением и обрушением (исключая слоевое) с профилактическим заиливанием

IV

0,9

V

 

 

 

Камерная, сплошная и столбовая системы с закладкой

III

0,85

Система слоевого обрушения

V

0,8

Система горизонтальных слоев с закладкой

III

0,75

Таблица 5

Поправочный коэффициент К4 к величине годового понижения уровня выемки в зависимости от числа этажей находящихся одновременно в работе

Число этажей в выемке

К4

I

1,0

2

1,2-1,5

3 и более

1,5-1,7

Средняя величина рудной площади этажа определяется по формуле;

при простой и выдержанной форме месторождения

                                                                                  (7)

где Si - рудная площадь i-того этажа, тыс. м,

n - число этажей;

при сложной и недостаточно выдержанной форме месторождения

                                                                              (8)

где ai - подлежащие извлечению запасы руды i-того этажа, тыс. т;

hi - вертикальная высота i-того этажа, м;

γi - плотность руды в i -том этаже, т/м3 .

3.3.1.2. Годовую производственную мощность рудника по горным возможностям для месторождений с углом падения до 30º рекомендуется определять по формуле

                                (9)

где S - горизонтальная рудная площадь, тыс. м2;

Kи - коэффициент использования рудной площади К принимать по табл. 6;

К1, К2Кп - доля применяемых систем разработки, доли ед.;

а1, а2 ….ап _ производительность очистного блока (панели) в зависимости от применяемой системы разработки, т;

S, SzSn - площадь блока (панели) в зависимости от применяемой системы разработки, м .

Таблица 6

Значения коэффициента использования рудной площади

Горизонтальная рудная площадь, тыс. м2

Коэффициент использования площади

5-10

0,35-0,27

10-20

0,27-0,23

20-50

0,23-0,17

50-100

0,17-0,12

100-200

0,12-0,09

200-400

0,09-0,06

Более 400

0,05

3.3.1.3. Годовую производственную мощность рудника по горным возможностям, определенную по формулам, приведенным в п.п. 3.3.1.1 и 3.3.1.2 на стадии разработки проекта (рабочего проекта) уточнять (корректировать) в зависимости от фронта очистных работ, который можно постоянно поддерживать по условиям нарезки, подготовки, вскрытию месторождения и по требованиям безопасности.

3.3.1.4. В условиях неравномерного оруденения и в случае, когда необходимо вести усреднение рудной массы непосредственно при очистной добыче, производительность рудника определять с учетом усложнения ведения горных работ, потребности дополнительного числа очистных забоев. При этом следует вводить поправочный снижающий коэффициент и обосновывать его в проекте.

3.3.1.5. Фактическое годовое понижение уровня выемки каждого года работы рудника с установившейся производственной мощностью определять по формуле

                                                                                   (10)

где Pi - добываемое количество руды с i-того этажа, т/год;

qi - доля i -того этажа в общем объеме погашаемых запасов, доли ед.;

hi - вертикальная высота i-того этажа, м; .

Qi - подлежащие извлечению запасы руды i-того этажа, т.

3.3.1.6. Оптимальную производственную мощность определять методом вариантов исходя из показателей сравнительной экономической эффективности по минимуму приведенных затрат по формуле

Ci + ЕнKi = минимум,                                                                            (11)

где Сi - текущие расходы (себестоимость) по i-тому варианту;

Ki; - капитальные вложения по i -тому варианту;

Ен - отраслевой нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений.

Варианты производственной мощности рудника в зависимости от конкретных условий устанавливать в диапазоне его горнотехнических возможностей.

При вводе в эксплуатацию рудника очередями производственную мощность первой очереди определять в соответствии с "Нормами продолжительности строительства и задела в строительстве предприятий, зданий и сооружений" СН 440.

3.3.2. Срок существования рудника

3.3.2.1. Расчетный срок существования рудника в зависимости от обеспеченности запасами определять по формуле

 лет,                                                                                           (12)

где Тр - расчетный срок существования рудника, лет;

Q - эксплуатационные запасы руды, тыс. т;

А0 - оптимальная производственная мощность рудника по добыче руды, тыс. т в год.

3.3.2.2. Минимальные сроки существования рудника в зависимости от производственной мощности и условий строительства и эксплуатации рекомендуется принимать по табл. 7.

Таблица 7

Срок существования рудника, лет

Производительность рудника, тыс. т в год

Условия строительства и эксплуатации

Относительно легкие1)

Средние

Тяжелые2)

100

10-11

12-13

14-16

200

12-13

14-17

18-20

300

14-15

17-20

21-23

500

16-18

20-23

24-26

750

18-20

22-25

27-30

1000

20-22

24-28

30-33

Более 1000

22-25

28-32

34-40

 

и более

и более

и более

1) - Небольшая глубина разработки, обжитой район, простые горнотехнические и гидрогеологические условия, рудник входит в действующее предприятие.

2) - Большая глубина разработки, сложные горнотехнические и гидрогеологические условия, необжитой район и т.д.

3.4. Вскрытие месторождения

Обоснование способа вскрытия в проекте ведется путем технико-экономического сравнения вариантов с применением экономико-математических методов и ЭВМ.

3.4.1. Схемы вскрытия и подготовки месторождений.

3.4.1.1. При вскрытии стволами исходить из требований ЕПБ о наличии в пределах шахтного поля не менее двух стволов, служащих выходами на поверхность, оборудованных механическими подъемами для подъема (спуска) людей с каждого горизонта и имеющих разное направление вентиляционных струй. Допускается использовать в качестве запасных выходов из выработок, пройденных между горизонтами и служащих для вспомогательных целей (вентиляции, водоотлива, прокладки закладочных трубопроводов и коммуникаций), восстающих, которые выходят на рабочий горизонт и оборудованы лифтовыми подъемниками при высоте более 50 м.

При вскрытии штольнями руководствоваться следующими положениями табл. 8,

Таблица 8

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

Расстояние между штольнями, горизонтами по вертикали, м

Протяженность рудного тела в пределах шахтного поля, м

Выходы (минимальное число)

До 50

До 1000

Три ходовых восстающих на вышележащий горизонт

 

Более 1000

Через каждые 300 м ходовой восстающий на вышележащий горизонт

До 70

До 1000 м

Два ходовых восстающих, оборудованных механическими подъемами

 

Более 1000 м

Через каждые 300 м восстающий с оборудованием каждого первого из двух механическим подъемом

Более 70

До 1000 м

Один ствол и один восстающий, оборудованные механическими подъемами

 

Более 1000 м

Два ствола, оборудованные механическими подъемами

Примечание. Ходовые восстающие и стволы, используемые в качестве запасных выходов, располагаются в районе рудного поля и обеспечивают выдачу людей с каждого рабочего горизонта на вышележащий горизонт или на поверхность.

Сбойки между штольнями от устья до рудного тела определяются проектом проходки штолен.

Вскрытие месторождения (или его части), расположенного под нижней вскрывающей штольней, следует производить двумя стволами, оборудованными механическими подъемами. Один ствол должен обеспечивать подъем людей с каждого горизонта на вскрывающую штольню, а второй - на поверхность. В случае затруднения проходки ствола непосредственно на поверхность второй ствол должен быть пройден по другой штольне. При этом с нижнего горизонта на горизонт штольни должен быть предусмотрен восстающий, оборудованный лифтовым подъемником.

Вскрытие заявки горизонтального залегания штольнями предусматривать проходной не менее двух парных сближенных выработок со сбойкой их между собой через каждые 250-350 м или проходкой штольни и ствола, оборудованного механическим подъемом с выходом на поверхность.

Во всех случаях в основных выходах должна быть обеспечена разнонаправленность вентиляционных струй.

3.4.1.2. При вскрытии месторождений, разработку которых проектируют с применением самоходного оборудования, предусматривать (с соблюдением §§ 34, 37, 38, 41 и 350 "Единых правил безопасности при разработке, рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом"):

горнокапитальные выработки для доставки (транспорта) самоходного оборудования с поверхности на вскрываемые горизонты: специальный грузовой (он же вентиляционный) вертикальный ствол или отделение ствола, или наклонный ствол для спуска крупногабаритного оборудования и длинномерных материалов, или специальный автотранспортный уклон (наклонный съезд) для движения машин с поверхности до горизонтов и между горизонтами;

концентрационные горизонты с рельсовыми или безрельсовыми откаточными выработками (на крупных месторождениях типа Джезказганского);

промежуточные безрельсовые горизонты для доставки (или транспорта) горной массы до участковых (капитальных) рудоспусков самоходным оборудованием по безрельсовым горизонтальным и наклонным выработкам;

безрельсовые горизонтальные и наклонные выработки;

доставку самоходного оборудования своим ходом до забоя от вскрывающих выработок, по которым его подают на горизонт;

возможность транспортирования и доставки технологического оборудования и материалов из поверхностных складов до забоя без перегрузки;

возможность перевозки людей с поверхности или от указанных вскрывающих выработок до забоя самоходными машинами;

вскрытие нижележащих горизонтов (по отношению к основному откаточному концентрационному) или отдельных рудных тел наклонными автотранспортными съездами;

пункты перегрузки горной массы из самоходного (безрельсового) транспорта в рельсовый при доработке запасов на концентрационных горизонтах.

3.4.1.3. Схема подготовки месторождений при применении самоходного оборудования должна предусматривать:

безрельсовые транспортные и доставочные штреки и другие горизонтальные и наклонные выработки на промежуточных этажах (или подэтажах) с транспортированием (доставкой) горной массы и материалов самоходным оборудованием;

конструкцию систем разработки, обеспечивающую свободное перемещение самоходных машин из одних рабочих мест в другие, находящиеся на одном и разных уровнях в одном или нескольких сменных блоках; оптимальное расстояние доставки горной массы и др.;

доставку в очистные и подготовительные забои и на другие рабочие места трудящихся и материалов самоходными машинами;

возможность подготовки запасов к разработке отдельными участками шахтного поля, вскрытыми автотранспортными уклонами.

3.4.1.4. К горноподготовительным выработкам при применении самоходного оборудования относить также наклонные съезды на подэтажи для передвижения самоходного оборудования, проходимые с главного автотранспортного уклона (или съезда).

3.4.2. Шаг вскрытия, высота этажа

3.4.2.1. Шаг вскрытия определять из расчета, что капитальные вложения в строительство горного предприятия с продолжительным сроком существования рудника должны обеспечивать его работу с проектной производительностью в течение 8-12 лет, но не менее времени, необходимого дня проектирования и проходки вскрывающих выработок, обеспечивающих восполнение выбывающих мощностей.

3.4.2.2. При проектировании учитывать тенденцию увеличения высоты этажа на основе результатов технико-экономического сравнения вариантов горнокапитальных, горноподготовительных и. очистных работ в зависимости от угла падения рудного тела и других факторов, при этом следует учитывать возможность снижения производительности труда с увеличением высоты этажа в связи с усложнением доставки людей, материалов и оборудования в очистные забои.

3.4.2.3. При высоте этажа свыше 50 м предусматривать один лифтовой подъемник на группу блоков общей протяженностью до 300 м. На таком расстоянии друг от друга следует проходить восстающие, оборудованные лебедками для подъема на подэтажи материалов и оборудования.

3.4.3. Стволы шахт, их оборудование и функции

3.4.3.1. Выбор наклонных или вертикальных стволов шахт, их назначение следует обосновывать в проектах. При этом использовать типовые проектные решения серии "Сечения и армировка вертикальных стволов с жесткими проводниками, разработанные Южгипрошахтом, а также типовые конструкции серии "Проводники коробчатые для армировки вертикальных стволов шахт рудников черной металлургии", разработанные Кривбасспроектом.

Поперечные сечения стволов шахт, тип и толщину крепи, конструкцию армировки, тип и число единиц оборудования, размещение труб и кабелей, допустимые зазоры между оборудованием, крепью и армировкой устанавливать в соответствии с требованиями ЕПБ и соответствующих СНиП.

3.4.3.2. Сечения стволов шахт проверять на пропуск необходимого количества воздуха. При определении скорости движения воздушной струи сечение ствола принимать в свету, за вычетом площадей, занимаемых трубопроводами, армировкой и лестничным отделением.

При круглом сечении ствола диаметр его в свету принимать кратным 0,5 м.

3.4.3.3. Канатные проводники применять для скиповых и клетевых подъемов в тех случаях, когда работа ведется с одного горизонта. При этом в сопряжениях околоствольных дворов, а также в местах загрузки и разгрузки скипов и клетей предусматривать жесткие проводники или другие фиксирующие устройства.

В существующих стволах, оборудованных подъемными- сосудами с башмаками скольжения, в качестве проводников применять рельсы Р-38, а во вновь строящихся - рельсы Р-43 или более тяжелого, типа; при роликовых направляющих применять коробчатый профиль высотой не менее 160 мм.

3.4.3.4. В вертикальных стволах круглого сечения опорные венцы предусматривать только в слабых породах. Расстояние между опорными венцами определять в проектах.

3.4.3.5. Глубину зумпфов вертикальных стволов шахт определять в проектах с учетом требований ЕПБ. Зазор между уровнем воды и размещаемым в зумпфовой части ствола оборудованием должен быть не менее 0,5 м.

3.4.4. Главные и вспомогательные автотранспортные уклоны (наклонные съезды)

3.4.4.1. Автотранспортные уклоны (наклонные съезды) по назначению делятся на главные (для транспортирования руды и породы на поверхность и между горизонтами автосамосвалами, погрузочно-транспортными машинами и другими транспортными средствами) и вспомогательные (для передвижения самоходных машин, а также доставки материалов и оборудования).

3.4.4.2. Параметры автоуклонов для конкретных условий определять в соответствии с разделом 5 "Общесоюзных норм технологического проектирования подземного транспорта горнодобывающих предприятий"

3.4.4.3. В местах выхода уклона на поверхность предусматривать (в зависимости от схемы вентиляции) надшахтные здания или в некоторых случаях порталы с герметичными воротами и дверьми.

Назначение здания - создание герметичности автоуклонов для сохранения необходимой депрессии общерудничной вентиляционной струи, а также обеспечение нормального режима проветривания автоуклона в условиях большой загазованности при перемещении самоходного дизельного оборудования.

Открытые порталы на устье автоуклона следует проектировать в виде контурной монолитной железобетонной рамы с жесткими узлами или из сборных элементов с созданием монолита узлов. Раму портала рассчитывать на боковое одностороннее давление грунта от примыкающей к ней стенки автоуклона. В случае врезки автоуклона в откос горы с наклоном более 20 % над горизонтальным ригелем портала предусмотреть защитный вертикальный козырек высотой не менее половины ширины портала с выносом за лицевую грань портала на 2,0-2,5 м.

3.4.5. Спуск самоходного оборудования в шахту

3.4.5.1. Спуск самоходного оборудования в шахту, а также выдачу его на поверхность в зависимости от принятой схемы вскрытия предусматривать:

по автотранспортным уклонам (своим ходом);

по вертикальным грузовым (вентиляционным) стволам с использованием специальных мостовых кранов, устанавливаемых в надшахтных зданиях, или специальной грузовой подъемной машины, или тихоходных лебедок соответствующей грузоподъемности. Спускаемое оборудование при этом подвешивается к грузовому крюку под специальной траверсой, перемещающейся по жестким или канатным проводникам;

по клетевым и скиповым стволам - в специальных отделениях, площадь сечения которых определять проектом исходя из размеров спускаемого оборудования. Спуск (подъем) оборудования при этом осуществляют специальной грузовой подъемной машиной или тихоходной лебедкой;

по вертикальным шахтным стволам спуск самоходного оборудования можно осуществлять в сборе и отдельными узлами;

по клетевым стволам, подъемные установки которых следует оборудовать специальными клетями с размерами пола, обеспечивющими заезд в клеть самоходного оборудования своим ходом;

по наклонным стволам с углом наклона до 30° - на специальной платформе тихоходными лебедками.

Специальные грузовые подъемные машины, тихоходные лебедки, мостовые краны и используемые канаты должны удовлетворять соответствующим требованиям ЕПБ при подземных работах.

3.4.5.2. При спуске (подъеме) самоходного оборудования по вертикальным шахтным стволам на приемных площадках околоствольных дворов необходимо применять откидные или надвижные мосты.

Приемные устройства рассчитывать на нагрузку, равную массе наиболее тяжелой из спускаемых самоходных машин или массе самых тяжелых узлов.

3.4.5.3. Приемные устройства, перекрывающие отделения стволов, по которым спускают оборудование, должны иметь ограждения, исключающие падение в ствол людей, находящихся на подвешенном или откидном мосту (перекрытии).

3.4.5.4. Схема блокировки, исключающая пуск подъемной машины, грузовой лебедки или приводных двигателей подъема (спуска) груза мостового крана при положении одного или нескольких приемных устройств, препятствующих спуску оборудования на заданный горизонт, должна быть, обоснована проектом.

При спуске-подъеме самоходного оборудования грузовой лебедкой в специальном отделении клетевого ствола схема блокировки должна исключать одновременную работу клетевой подъемной машины и грузовой лебедки.

3.4.5.5. На приемных площадках надшахтных зданий вертикальных шахтных стволов, по которым ведут спуск-подъем самоходного оборудования, следует предусматривать:

площадку для проведения работ по подготовке самоходных машин к спуску, которая должна быть оборудована грузоподъемными средствами. Тип этих средств в зависимости от принятого самоходного оборудования должен быть определен проектом;

надвижной мост, рассчитанный на нагрузку, равную массе наиболее тяжелой самоходной машины, и перекрывающий все сечение ствола, если спуск оборудования предусмотрен по вентиляционному стволу, или только специальное отделение ствола, если спуск оборудования осуществляют по клетевому или скиповому стволу. В последнем случае надвижной мост должен иметь ограждения, исключающие возможность падения с него людей в ствол;

сплошное ограждение ствола, исключающее падение людей в ствол при спуске оборудования по грузовым стволам с использованием специальных мостовых кранов.

3.4.5.6. Высоту надшахтного здания, а также размеры ворот определять с учетом операций по спуску-подъему самоходного оборудования. В конструкции копрового станка предусматривать проем от уровня нулевой отметки, позволяющий по высоте производить заводку в станок самоходного оборудования. При клетевом подъеме руды или породы необходимы две приемные площадки: площадка на нулевой отметке для спуска-подъема самоходного оборудования; площадка выше нулевой отметки для комплекса обмена вагонов с породой (рудой). Посадку людей в клеть, производить на одной из площадок в зависимости от маршрута следования людей из АБК. При спуске-подъеме самоходного оборудования по вентиляционным стволам следует обеспечить герметизацию надшахтного здания и шлюзование при подаче оборудования к стволу. Герметизацию и шлюзовые ворота следует рассчитывать на максимально возможную депрессию в надшахтном здании.

3.4.5.7. Для производства монтажных работ в надшахтных зданиях следует использовать мостовой электрический кран или тали и вспомогательные грузоподъемные механизмы.

3.4.5.8. От ствола или пункта сборки до рабочих забоев самоходное оборудование должно поступать своим ходом или в сборе на специальной площадке. Схему транспортирования машин с поверхности по автотранспортным уклонам выбирать в соответствии с рекомендациями раздела 4.2.3 настоящих норм.

3.5. Горнокапитальные выработки

3.5.1. Околоствольные дворы

3.5.1.1. Схему откатки в околоствольных дворах определять в зависимости от производительности рудника, типов подвижного состава и подъемных установок, числа стволов и выдаваемых сортов горной массы.

Для клетевых подъемных установок проектировать, как правило, двусторонние околоствольные дворы с механизированным обменом вагонеток.

Скиповые ветви околоствольных дворов для вагонеток вместимостью не более 2,2 м3 проектировать тупиковыми с размещением разминовки непосредственно перед опрокидывателем. Для вагонеток вместимостью 4 м3 и больше околоствольные дворы проектировать кольцевыми с пропуском электровоза через опрокидыватель. Применение тупиковых околоствольных дворов без пропуска электровоза через опрокидыватель обосновывать в проектах.

В однопутевых выработках околоствольных дворов должно быть исключено встречное движение поездов и пересечение рельсовых путей людьми, идущими от ствола к посадочной площадке и в обратном направлении.

Пропускную способность околоствольных дворов определять в проектах.

3.5.1.2. Размеры прямолинейных участков грузовых ветвей околоствольных дворов принимать:

при скиповых стволах равными длине поезда;

при клетевых рудовыдачных или породовыдачных стволах равными полуторной длине поезда;

при вспомогательных клетевых стволах, предназначенных для выдачи материалов, равными длине поезда.

Разминовку для обгона электровоза перед клетевыми стволами располагать на прямом участке пути. При ограниченной производительности вспомогательных стволов допускается размещение разминовки для обгона электровоза на прямом участке пути за закруглением.

3.5.1.3. Порожняковые ветви при скиповых стволах располагать на прямом участке пути, на котором должен размещаться один поезд. Размеры прямолинейного сборочного участка порожняка при клетевых стволах определять в проектах.

Тупиковые околоствольные дворы вспомогательных клетевых стволов должны иметь грузовой и порожняковый пути с разминовкой для обмена электровозов.

Околоствольные дворы вентиляционных стволов, которые не используют для регулярного спуска или подъема материалов, могут иметь тупиковый подъездной путь.

Все операции по передвижению составов и отдельных вагонеток на сборочном участке должны быть механизированы. Не рекомендуется предусматривать самокатное движение вагонеток на сборочный участок.

3.5.1.4. Радиусы закруглений путей в пределах околоствольных дворов принимать для электровозов сцепной массой не более 3 т - не менее 10 м; не более 10 т - не менее 15 м; не более 14 т - не менее 20 м; свыше 14 т - не менее 25 м.

Уклоны рельсовых путей в околоствольных дворах определять в проектах. Не допускается проектирование встречных уклонов на участках движения груженых составов к опрокидывателю.

На участках принудительного перемещения вагонеток толкателями рельсовые пути располагать горизонтально.

3.5.1.5. При двухклетевых подъемах расстояние между путями на всем протяжении участка обмена вагонеток принимать равным расстоянию между осями клетей.

В породах, опасных по горным ударам, расстояние между параллельными выработками, а также между камерными выработками и стволом определять в соответствии с действующей "Инструкцией по безопасному ведению горных работ на рудных и нерудных месторождениях, склонных к горным ударам".

3.5.1.6. Рельсовые пути ветвей околоствольного двора, примыкающих к стволу, по которому ведут спуск-подъем самоходного оборудования, должны быть утоплены заподлицо с почвой.

3.5.1.7. При одноканатных и многоканатных подъемах высоту сопряжения околоствольных дворов со стволом при спуске оборудования и длинномерных материалов определять в проектах, но принимать не менее 5,5 м от головки рельсов. Переход на высоту сопряжения в месте примыкания к стволу производить на расстоянии не менее 10 м от крепи ствола.

3.5.1.8. В околоствольных дворах, при спуске оборудования по отделениям клетевых и скиповых стволов, предусматривать камеру, оснащенную грузоподъемными средствами для приведения машин в транспортное положение.

3.5.1.9. На приемных околоствольных площадках, на которые самоходное оборудование спускают в разобранном виде, должны быть тали или кран-балки соответствующей грузоподъемности в зависимости от типа принятого оборудования.

3.5.1.10. Перегрузочные камеры для перегрузки материалов из вагонеток и платформ на безрельсовые самоходные машины необходимо оборудовать подвесными кранами или электроталями.

Ширину перегрузочных камер принимать с учетом проходов для строповки грузов шириной не менее 0,8 м с обеих сторон вагонетки или платформы. Длину перегрузочной камеры определять, как правило, исходя из количества вагонеток или платформ, соответствующих сменной потребности обслуживаемого горизонта. Почва перегрузочной камеры должна быть ровной и горизонтальной.

3.5.2. Подземные сооружения и камеры

3.5.2.1. При раздельной выдаче двух сортов руды предусматривать самостоятельные рудоспуски для каждого сорта руды. Если число сортов руды более двух, то вопрос о способе их раздельной выдачи решать в проектах.

При устройстве капитальных рудоспусков (породоспусков) между горизонтами предусматривать оборудование контрольных ходков. Поперечные размеры рудоспусков или породоспусков должны быть не менее трехкратного размера наибольшего куска руды или породы.

Для регулирования потока руды при ступенчатых рудоспусках в местах их примыкания к разгрузочным камерам на промежуточных горизонтах предусматривать в проектах пластинчатые питатели или люковые затворы.

3.5.2.2. Необходимость подземной дробильной установки определять в проектах в зависимости от физико-механических свойств руды, ее крупности и способа выдачи на поверхность.

Размеры выпускных отверстий из рудоприемной камеры в дозаторную принимать, при наличии дробильной установки - 700×800 мм, в остальных случаях - равным удвоенному размеру кусков руды.

Приемную воронку и разгрузочное отверстие под питателями или дробильными установками, а также сопряжение рудоспусков с рудоприемной камерой у дозаторной футеровать плитами из марганцовистой стали независимо от крепости пород. В камерах дробильных установок предусматривать два выхода.

Необходимость устройства в составе комплекса подземного дробления специальных приямков для хранения запасного конуса обосновывать в проектах.

3.5.2.3. Камеры главных незаглубленных и заглубленных водоотливных установок проектировать с двумя выходами (ходками), расположенными в противоположных концах камер независимо от того, как размещена камера водоотливной установки - совместно с электроподстанцией или отдельно от нее. При этом один из выходов (ходов) должен быть выведен в ствол на высоту не ниже 7 м. В ходках, соединяющих камеры главных водоотливных установок с горизонтальными выработками, и в ходках примыкающей к водоотливной установке камере электроподстанции предусматривать герметичные и решетчататые (комбинированные) двери из несгораемых материалов.

3.5.2.4. В камерах опрокидывателей, дробильных установках и дозаторных камерах предусматривать аспирационные установки для очистки загрязненного воздуха от пыли, а также дренажные устройства. Проветривание камер дробильных установок осуществлять за счет общешахтной депрессии или вентиляторами местного проветривания с пылеулавливающими устройствами. В зависимости от конкретных условий для очистки воздуха принимать:

при возможности выдачи воздуха от аспирационных установок в исходящую струю - мокрые пылеуловители, при этом пополнение свежей струи осуществлять за счет общешахтной вентиляции;

при невозможности выдачи воздуха от аспирационных установок в исходящую струю рециркуляцию воздуха с одноступенчатой очисткой (рукавные фильтры) или двухступенчатой очисткой (рукавные фильтры - электрофильтры, мокрые пылеуловители - электрофильтры и др.) в зависимости от предельно допустимой по санитарным нормам и ЕПБ концентрации пыли в воздухе рабочей зоны.

3.5.2.5. Для доставки в камеры дробильных установок, опрокидывателей и другого оборудования предусматривать выработки, соединяющие эти камеры с грузовым или клетевым стволом. Сечения и сопряжения выработок, по которым доставляется крупногабаритное оборудование (узды дробилок, дозаторов, опрокидывателей, мостовые краны и т.д.), должны обеспечивать нормальное перемещение по ним этого оборудования с соблюдением необходимых зазоров. Для монтажа и ремонта оборудования, устанавливаемого в выработках околоствольных дворов, камерах опрокидывателей, дробильных установок и дозаторов, предусматривать грузоподъемные средства, обеспечивающие эффективную механизацию труда.

3.5.2.6. Устройство и оборудование прочих камер (общего назначения, механических и электротехнических установок) производить в соответствии с требованиями ЕПБ и СНиП.

Размеры и вида крепи подземных сооружений и камер устанавливать в проектах.

3.5.3. Горные выработки, их проведение и крепление

3.5.3.1. При выборе типа и сечения выработок использовать действующие "Типовые паспорта крепления горных выработок для рудников цветной металлургий" и типовой проект "Сечения вспомогательных и вентиляционных выработок" института "Кривбасспроект", а также "Руководство по проектированию подземных горных выработок и расчету крепи" и "Типовые сечения горизонтальных горных выработок для цветной металлургии".

Сопряжения горизонтальных выработок выполнять по типовому проекту "Сопряжения, горизонтальных откаточных выработок для рудников черной металлургии" института "Кривбасспроект".

Основные размеры поперечных сечений горизонтальных и наклонных выработок выбирать согласно утвержденным Госгортехнадзором СССР ЕПБ и "Инструкции по безопасному применение самоходного (нерельсового) оборудования в подземных рудниках" с учетом:

габаритов подвижного состава, принятого для проходки выработок и используемого в период эксплуатации;

габаритов оборудования (узлы подъемных машин, копровые шкивы и т.п.), которое будет транспортироваться по ним к месту установки;

минимальных зазоров между стенками выработок и наиболее выступающими частями самоходных машин, подвижного состава, оборудования и трубопроводов;

размеров свободных проходов;

размеров и расположения водоотливной канавки;

допустимой скорости движения воздушной струи.

Для передвижения людей в выработках следует предусматривать трапы (пешеходные дорожки) со стороны свободного прохода. Конструкцию трапов (пешеходных дорожек) принимать по типовым или индивидуальным проектам.

Сечение водоотливных канавок в горизонтальных выработках принимать по ГОСТ 5218-75. При определении места расположения канавок учитывать возможность их очистки механизированным способом.

3.5.3.2. При проектировании проходки горизонтальных, наклонных и камерных выработок руководствоваться СНиП 3.02.03, при скоростном проведении выработок - § 88 ПТЭ, действующими "Типовыми проектами скоростных проходок горных выработок для рудников цветной металлургии" и "Нормативами проведения горных выработок скоростным методом с применением самоходного оборудования на предприятиях цветной металлургии".

Необходимость организации скоростного проведения выработок обосновывать проектом.

3.5.3.3. Выбор способа проведения горных выработок (буровзрывной, комбайновый и др.) производить в соответствии со СНиП 3.02.03.

На проходку выработок в сложных гидрогеологических условиях разрабатывать специальный проект,

3.5.3.4. При проектировании крепи выработок следует: обосновывать ее необходимость;

определять возможные варианты крепи с учетом физико-механических свойств и устойчивости пород, условий эксплуатации выработок и обеспечения безопасности производства работ.

При устойчивых породах применять набрызгбетонную, штанговую или комбинированную крепь, а также сталеполимерную и другую крепь с применением полимерных материалов. В особо устойчивых невыветривающихся породах предусматривать проходку и эксплуатацию выработок без крепи.

Необходимость применения монолитной бетонной (железобетонной), тюбинговой или арочной (из спецпрофиля СВП) крепей обосновывать в проектах. Крепь из спецпрофиля принимать по ГОСТ 18662-73,

При выборе типа крепи устойчивость пород оценивать на основании СНиП II-94.

При особо сложных условиях (весьма неустойчивых или удароопасных породах) форму выработок и тип крепи принимать на основании рекомендаций научно-исследовательских институтов.

Технологию и механизацию возведения крепи, меры безопасности при производстве работ и контроль качества возведенной крепи осуществлять на основании рекомендаций действующей в системе Минцветмета СССР "Единой технологической инструкции по применению набрызгбетонной, штанговой, комбинированной крепи капитальных, подготовительных и очистных выработок рудников цветной металлургии" и "Типового паспорта крепления горных выработок для рудников цветной металлургии".

Бурение шпуров для штангового крепления производить бурильными установками, входящими в проходческий комплекс, а для установки штанг предусматривать переносные или самоходные полки.

При совмещении операций бурения шпуров и установки штанг применять специальные машины.

Тип и параметры крепи, а также применение комплексов основного и вспомогательного оборудования для проходки стволов шахт и восстающих обосновывать в проектах.

3.5.3.5. Выбор комплексов проходческого оборудования для проведения горных выработок буровзрывным способом производить с учетом горно-геологических условий, типа выработки (наклонная, горизонтальная), а сечения и протяженности, скорости проходки, типа крепления выработки, условий безопасности труда и руководствоваться при применении самоходного оборудования разделом 3.9 настоящих Норм и табл. 9.

Таблица 9

Состав комплексов самоходного оборудования для проведения горных выработок

Площадь сечения выработки (в проходке), м2

Погрузка и транспорт горной массы

Бурение шпуров: бурильная установка

Расстояние транспортирования, м

Тип оборудования

До 10

До 150

ПТМ с ковшом вместимостью не более. 2,5 м

С двумя перфораторами

 

ПТМ с ковшом вместимостью 1,5 м3 и автосамосвал грузоподъемностью не более 10 т

 

До 250

ПТМ с ковшом вместимостью не более 4 м3

 

10-16

Более 250

ПТМ с ковшом вместимостью 1,5-2 м3 (или машина типа ПНБ) и автосамосвал грузоподъемностью 10-15 т

С двумя - тремя перфораторами

Более 16

До 300

ПТМ с ковшом вместимостью 4-5 м3

С тремя перфораторами

Более 300

ПТМ с ковшом вместимостью 2-2,5 м3 (или машина типа ПНБ) и автосамосвал грузоподъемностью 15-20 т

 

Примечание. В состав комплексов следует включать дополнительно зарядно-доставочную машину с бункером на 1000 кг ВВ и установку для сборки и крепления кровли с рабочей высотой до 4 м.

В комплекс проходческого оборудования должны быть включены машины, обеспечивающие механизацию всех звеньев технологического процесса проходческих работ. В состав комплекса следует включать основное технологическое забойное оборудование для бурения и заряжания шпуров или скважин, погрузки, доставки горной массы, сборки и крепления выработок.

Проходку выработок, предназначенных для последующей откатки горной массы рельсовым транспортом, допускается осуществлять комплексами, самоходного, оборудования на пневмошинном ходу с последующей перегрузкой горной массы в вагоны на рельсовом ходу.

3.5.3.6. Предусматривать проведение восстающих выработок буровыми установками, методом секционного взрывания скважин и проходческими комплексами.

3.5.3.7. Сменную производительность машин определять исходя из циклограммы работ с учетом "Единых норм выработки и времени на подземные работы для шахт и рудников цветной металлургии" (ЕНВ и Вр); годовую - с учетом режима работы оборудования.

3.5.3.8. Режим работы самоходных машин определять в проекте на основе выбранной организации проходческих работ и продолжительности цикла с учетом максимально возможного использования техники. Необходимо предусматривать резервные машины при одновременной работе более 2-3 проходческих комплексов. Следует предусматривать многозабойное использование машин (одновременную проходку комплексом, состоящим из бурильной установки и ковшовой погрузочно-транспортной машины, не менее 2-3 забоев).

3.5.3.9. Основной формой организации труда при проходке выработок принимать комплексные бригады, при самоходном оборудовании - специализированные. Численность бригад устанавливать исходя из годового объема работ и норм времени.

Профессионально-квалификационный состав бригад устанавливать в соответствии с действующим "единым тарифно-квалификационным справочником" (ЕТКС).

3.5.3.10. Производительность труда проходчика при использовании самоходного оборудования должна быть не ниже 10-12 м3/чел.-смену.

Производительность труда проходчика при переносном оборудовании принимать не ниже 6, при скоростной проходке выработок - не ниже 10 м3/чел.-смену.

3.5.3.11. Буровзрывные работы при проходке горных выработок проектировать в соответствии с рекомендациями раздела 3.10 настоящих норм.

3.5.3.12. Техническую скорость проходки горных выработок в период строительства, реконструкции и эксплуатации рудников принимать по рекомендациям СНиП 3.02.03. Темпы скоростной проходки горизонтальных и наклонных горных выработок с применением самоходного оборудования принимать согласно пункта 3.5.3.2. настоящих норм.

3.6. Режим работы рудников

3.6.1. Продолжительность рабочей недели грудящихся принимать: на подземных работах - 36 ч;

на поверхности (кроме горячих и вредных цехов) - 41 ч.

Число рабочих дней в неделе для всех категорий трудящихся - 5 .

3.6.2. Режим работы рудника в необходимых случаях увязывать с режимом работы обогатительной фабрики или других потребителей руды.

При проектировании, как правило, принимать:

число рабочих дней в году - 305;

число рабочих смен в сутки - 3;

в том числе по выдаче руды - 2;

продолжительность рабочей смены - 6 ч.

Отступления от указанного режима обосновывать в проекте.

3.7. Системы разработки

3.7.1. Общие положения.

3.7.1.1. Выбор, конструирование и модернизацию систем разработки при проектировании новых и техническом перевооружении действующих рудников производить путем технико-экономического сравнения конкурирующих систем с учетом горно-геологических и горнотехнических условий месторождения, наиболее полного и целесообразного извлечения руд из недр, комплексной механизации труда, обеспечения наиболее благоприятных условий для эффективного использования прогрессивных типов оборудования, применения энергосберегающих мероприятий и безотходных процессов добычи и переработки руд, а также обеспечения безопасных условий труда. При этом отдавать предпочтение высокопроизводительным вариантам систем разработки с применением самоходного оборудования.

3.7.1.2. Область применения и классификацию систем разработки определять в соответствии, с требованиями ПТЭ, ЕПБ при подземных работах и "Инструкции по безопасному применению самоходного (нерельсового) оборудования в подземных рудниках".

На стадии "Проект" определять параметры системы (систем), типы применяемого оборудования, размеры и форму поперечных сечений подготовительных, нарезных выработок и вид их крепления, объем подготовительных работ, приходящийся на 1000 т добываемой в блоке руды, потери и разубоживание руды, производительность труда забойных рабочих на подготовительно-нарезных работах, на собственно очистных и по системе в целом, а также мероприятия по технике безопасности. При выборе систем разработки пользоваться такими показателями, как удельный расход металла, трудовые ресурсы, энергетические затраты, нагрузка на блок, возможное годовое понижение горных работ.

3.7.1.3. Технологическая схема очистной выемки должна предусматривать возможность применения циклично-поточной или поточной технологии, а также обеспечение оборудования максимальным фронтом работ.

Производительность панелей, блоков определять из условий применения апробированных типов оборудования с учетом конкретных горно-геологических условий. Рассчитанная в проекте производительность панелей, блоков должна быть на уровне лучших достижений отечественных и зарубежных рудников в аналогичных условиях, что подлежит отражению в проекте.

3.7.1.4. Технико-экономические показатели для конкретного рудника, участка обосновывать проектом согласно рекомендациям НИИ.

Потери и разубоживание руды в проекте разработки месторождения обосновывать технико-экономическими расчетами по системам разработки в соответствии с "Типовыми методическими указаниями по нормированию, учету и экономической оценке потерь твердых полезных ископаемых при их добыче" и "Отраслевой инструкцией по определению, нормированию, учету потерь и разубоживания руды и песков на рудниках и приисках Минцветмета СССР".

3.7.2. Камерно-столбовая система разработки

3.7.2.1. При падении рудного тела под углом не более 8° камеры располагать по простиранию и по восстанию; при падении рудного тела под углом более 8° - по простиранию или диагонально, обеспечивая подъем почвы камеры под углом не более 8°.

3.7.2.2. При мощности рудного тела до 8 м производить однослойную выемку камер, при большей мощности - двух- и трехслойную выемку с опережением работ на верхнем слое на 15-20 м по отношению к нижнему. При этом общая высота незаложенного пространства не должна превышать возможностей имеющейся техники для безопасного осмотра, сборки и крепления кровли и бортов. Кроме того, при высоте слоя более 3 м высота развала не должна превышать высоту черпания погрузочного оборудования. Если высота развала превышает допустимую, то должны быть разработаны дополнительные меры по ее уменьшению.

При сложных гипсометрии и элементах залегания рудных тел можно уменьшить высоту слоев до размеров, допускаемых габаритами применяемых самоходных машин.

3.7.2.3. Примерный состав комплексов самоходного оборудования при камерно-столбовой системе разработки приведен в табл. 10. Для погрузки руды в автосамосвалы при мощности слоя не более 6 м можно применять погрузочные машины типа ПНБ, а при мощности 6 м и более - экскаваторы с ковшом вместимостью 1-1,2 м3. При мощности залежи 8-18 м для выемки подсечных слоев применяют комплекс 2 (см. табл. 10).

3.7.2.4. Для механизированного крепления кровли железобетонными, сталеполимерными и другими прогрессивными типами штанг необходимо предусмотреть:

комплекс машин, состоящий из буровой установки с одной или двумя стрелами и самоходного полка;

универсальный агрегат для бурения шпуров, механизированного приготовления и подачи в шпур цементно-песчаного раствора и установки штанги в подземных выработках высотой от 4,5 до 8 м;

универсальный агрегат для бурения шпуров и установки сталеполимерных штанг в выработках высотой от 4 до 8 м (по типу АКП).

Тип и число установок для крепления штанг определять в зависимости от условий и объема крепления.

3.7.2.5. Для сборки кровли следует использовать самоходные механические сборщики по мере освоения их выпуска промышленностью.

3.7.2.6. Необходимое количество воздуха для проветривания камерных выработок при работе в них оборудования с двигателями внутреннего сгорания рассчитывать в соответствии с разделом 3.12 настоящих норм.

При малых скоростях движения воздуха в очистных камерах следует предусмотреть установку передвижных ротационных пылеотделителей для снижения запыленности воздуха в забоях. Число пылеотделителей и места их установки определять проектом.

Таблица 10

Состав комплексов самоходного оборудования при камерно-столбовой системе разработки

Комплексы и условия их применения

Бурение шпуров - бурильные установки

Заряжание шпуров - зарядно-доставочные машины 

Погрузка и доставка руды

Оборка и крепление выработок - установки для оборки и крепления

основной параметр

число, шт.

основной параметр

число, шт.

тип машины, основной параметр

число, шт.

основной параметр

число, шт.

Комплекс I

 

 

 

 

 

 

 

 

Мощность рудного тела не более 4 м

Сечение выработок более 6 м

Расстояние доставки не более 100 м

С двумя перфораторами

1-2

С бункером вместимостью 1000 кг ВВ и рабочей высотой до 4 м

0,25

ПТМ типа ПД с ковшом вместимостью 1-1,5 м3 или ПТ с бункером вместимостью 1,5 м3

2

С рабочей высотой до 4 м

I

Производительность

 

 

 

 

 

 

 

 

50-100 тыс. т/год

 

 

 

 

 

 

 

 

Комплекс 2

 

 

 

 

 

 

 

 

Мощность рудного тела не более 4 м

С двумя перфораторами

2

То же

0,25

ПТМ типа ПД с ковшом вместимостью,

2

С рабочей высотой до 4 м

I

Сечение выработки более 8 м2

 

 

 

 

2-2,5 м3 или ПТ с бункером вместимостью 2,5 м3

 

 

 

Расстояние доставки не более 150 м

 

 

 

 

 

 

 

 

Производительность 100-150 тыс. т/год

 

 

 

 

 

 

 

 

Комплекс 3

 

 

 

 

 

 

 

 

Мощность рудного тела 4-6 м

С двумя перфораторами

2

С бункером вместимостью 1000 кг ВВ и рабочей высотой до 6 м

0,5

ПТМ типа ПД с ковшом вместимостью 4 м3

2

С рабочей высотой до 6 м

I

Сечение выработок более 10 м2

 

 

 

 

 

 

 

 

Расстояние доставки не более 250 м

 

 

 

 

 

 

 

 

Производительность 150-200 тыс. т/год

 

 

 

 

 

 

 

 

Комплекс 4

 

 

 

 

 

 

 

 

Мощность рудного тела-6-8 м

Сечение выработок более 12 м2

Расстояние доставки 400-700 м

С двумя-тремя перфораторами

2

С бункером вместимостью до 2000 кг ВВ и рабочей высотой не более 8 м

0,5

ПТМ типа ПД с ковшом вместимостью 4-6 м3 или погрузчик с ковшом вместимостью 3-4 м3 и автосамосвал грузоподъемностью 15 т

2

 

 

1

2

С рабочей высотой не более 8 м

I

Производительность 200-300 тыс. т/год

 

 

 

 

 

 

 

Комплекс 5

 

 

 

 

 

 

 

 

Мощность рудного тела 8-18 м

Сечение выработок более 16 м2

Расстояние доставки не более 2000 м

С тремя перфораторами

2

С бункером вместимостью до 2000 кг ВВ и рабочей высотой до 18 м

0,5

Погрузчик с ковшом вместимостью 4-5 м3 и автосамосвал грузоподъемностью 20 т и более

I

 

2

С рабочей высотой до 18 м

I

Производительность 250-400 тыс. т/год

 

 

 

 

 

 

 

 

Примечание. Число установок для осмотра, сборки и крепления выработок в комплексе следует принимать по расчету, но не менее одной установки.

3.7.2.7. Технико-экономические показатели камерно-столбовой системы разработки не должны существенно отличаться от приведенных в табл. 11.

Таблица 11

Технико-экономические показатели камерно-столбовой системы разработки

Показатели

Мощность рудного тела, м

До 4

4-6

6-8

8-18

Удельный объем подготовительно-нарезных работ, м3/1000 т

45-35

35-25

25-15

15 и менее

Производительность труда рабочего по системе, м3/чел.-смену

10-15

15-20

15-20

20-30

3.7.3. Система разработки с доставкой руды силой взрыва.

3.7.3.1. Самоходное оборудование применять для бурения скважин, выпуска руды из камер, доставки ее к рудоспускам или сборным пунктам с перегрузкой в другие транспортные средства, для зачистки почвы камер от остатков отбитой руды, проходки подготовительно-нарезных выработок, а также для механизации вспомогательных работ.

3.7.3.2; Сечение и длину погрузочных заездов принимать в зависимости от физико-механических свойств руды, мощности рудного тела и типа оборудования, применяемого на погрузке и доставке руды. Количество заездов принимать в зависимости от ширины камеры. При этом ширину целика между заездами определять по условиям устойчивости основания целика и обеспечения минимума потерь руды.

3.7.3.3. Для погрузки руды в рудоприемных выработках и доставки ее до рудоспусков или пунктов перегрузки следует предусматривать, как правило, ковшовые погрузочно-транспортные машины. Может быть использован также комплекс машин, включающий погрузочную машину с нагребающими лапами типа ПНБ и автосамосвал. Максимальную длину доставки принимать в соответствии с требованиями § 398 ПТЭ и разделом 3.11, настоящих Норм.

3.7.3.4. Погрузочно-доставочное оборудование должно быть обеспечено отбитой рудой не менее чем на две смены работы.

3.7.3.5. Для зачистки почвы камер применять бульдозеры с дистанционным управлением.

3.7.3.6. Технико-экономические показатели, принимаемые в проекте, не должны существенно отличаться от приведенных ниже:

Удельный объем подготовительно-нарезных работ, м3/1000 т

30-70

Выход руды с 1м скважины, м3, при диаметре скважин:

 

70 мм

1,5-2

100 мм

3-4

150 мм

5-5,5

Удельный расход ВВ на отбойку, кг/т

0,4-1,2

Производительность труда рабочего по системе, м3/чел.-смену

15-35

3.7.4. Системы разработки подэтажных штреков (ортов) и этажно-камерная.

3.7.4.1. Высоту подэтажей при подэтажной отбойке определять с учетом горно-геологических условий и эффективного использования самоходного бурового оборудования, но не более 15-20 м. При мощности залежи до 20 м камеры, как правило, следует располагать по простиранию. Длина камер в этом случае должна быть ограничена устойчивостью вмещающих пород. При мощности залежи свыше 20 м камеры следует располагать вкрест простирания и их длина должна быть ограничена мощностью рудного тела (но не более 50 м). Размеры допустимых обнажений руды и вмещающих пород при проектировании следует определять по результатам исследований, а при отсутствии последних - по аналогии.

3.7.4.2. Параметры днищ блоков для различных погрузочно-транспортных машин типа, ПД принимать по табл. 12 и уточнять проектом для конкретного рудника, блока исходя из условий минимальных объемов ГПР, потерь руды и величины горного давления на днище. Подсечка камер должна опережать фронт отбойки не менее чем на 1-2 воронки. Способ погашения отработанного пространства камеры определяется проектом.

Руду, склонную к слеживанию, следует выпускать из камеры интенсивно по специальной планограмме, предусматривающей выпуск примерно одинакового количества руды в течение суток из каждой выпускной выработки.

3.7.4.3. При разработке рудных тел большой и средней мощности и большой протяженности для доставки на подэтажи самоходного оборудования должен быть предусмотрен наклонный съезд; при малой мощности рудного тела подъем на подэтажи легких погрузочно-транспортных машин и бурового самоходного оборудования производить тягальными лебедками по вертикальному или наклонному восстающему.

Таблица 12

Параметры днищ блоков при применении погрузочно-транспортных машин

Показатели

Грузоподъемность ковшовой погрузочно-транспортной машины т

2

3

5

8

Размеры машины, мм

 

 

 

 

ширина

1400

1700

1900

2500

длина

5000

7000

7500

9000

Минимальное сечение погрузочных заездов в свету, м2

6-7

7-8

8-9

10-12

Расстояние между осями погрузочных заездов, м

6,5-8

7-9

8-12

10-13

Расстояние между осями доставочных ортов, м

9-11

12-13

12-13

14-15

Площадь блока в расчете на один погрузочный заезд, м2

60-90

90-120

120-150

150-180

3.7.4.4. Примерный состав комплексов самоходного оборудования при системах разработки подэтажных штреков и этажно-камерной приведен в табл. 13. Для бурения шпуров при подготовительно-нарезных работах следует дополнительно предусматривать на каждый комплекс 1 или 2 бурильные установки с двумя-тремя перфораторами каждая. Применение для отбойки руды скважин диаметром более 100 мм и соответствующего бурового оборудования обосновывать проектом.

3.7.4.5. Технико-экономические показатели систем разработки подэтажных штреков и этажно-камерной не должны существенно отличаться от приведенных в табл. 14.

Таблица 13

Состав комплексов самоходного оборудования для систем разработки подэтажных штреков и этажно-камерной

Комплексы и условия их применения

Бурение скважин диаметром 51-85.мм - буровой станок

Заряжание скважин - зарядно-доставочные машины

Выпуск и доставка руды

основной параметр

число, шт.

основной параметр

число, шт.

тип машин, основной параметр

число, шт.

Комплекс I

 

 

 

 

 

 

Сечение выработок 6 м2

С одним перфоратором

I

С бункером вместимостью не более 1000 кг ВВ

0,25

ПТМ типа ПД с ковшом вместимостью 1-1,5 м3

2

Расстояние доставки до 70 м

 

 

 

 

 

 

Производительность 50-100 тыс. т/год

 

 

 

 

 

 

Комплекс 2

 

 

 

 

 

 

Сечение выработок более 6 м2

То же

1-2

То же

0,25

ПТМ типа ПД с ковшом вместимостью 1,5-2 м3

2

Расстояние доставки не более 1000 м

 

 

 

 

 

 

Производительность 100-150 тыс. т/год

 

 

 

 

 

 

Комплекс 3

 

 

 

 

 

 

Сечение выработок не менее 8,5 м2

С 1-2 перфораторами

1-2

С бункером вместимостью 1000-2000.кг ВВ

0,25

ПТМ типа ПД с ковшом вместимостью 2,5-4 м3

2

Расстояние доставки не более 200 м

 

 

 

 

 

 

Производительность 200-250 тыс. т/год

 

 

 

 

 

 

Комплекс 4

 

 

 

 

 

 

Сечение выработок не менее 12 м2

С двумя перфораторами

2

То же

0,25

ПТМ типа ПД с ковшом вместимостью 4-6 м3

2

Расстояние доставки не более 400 м х)

 

 

 

 

 

 

Производительность 250-400 тыс. т/год

 

 

 

 

 

 

Комплекс 5

 

 

 

 

 

 

Сечение выработок не более 16 м2

С двумя перфораторами для скважин диам. 51-85 мм

2

С бункером вместимостью 1000-2000 кг ВВ

0,5

Вибропитатель

I

Расстояние доставки более 400 м

С погружным пневмо-ударником для скважин диам. 100-150 мм

2

 

 

Автосамосвал грузоподъемностью 15-35 т

1-2

Производительность 250-400 тыс. т/год

 

 

 

 

 

х) При расстоянии доставки более 400 м ковшовые. ПТМ следует применять в комплексе с автосамосвалами

Таблица 14

Технико-экономические показатели систем разработки

Показатели

Система разработки

подэтажные штреки (орты)

этажно-карьерная

Удельный объем подготовительно-нарезных работ, м3/1000 т

20-90

30-35

Производительность труда рабочего по системе, м3/чел.-смену

10-30

20-35

3.7.5. Система разработки с магазинированием руды

3.7.5.1. В зависимости от горно-геологических условий следует по возможности применять варианты системы, исключающие необходимость пребывания людей в очистном пространстве, в том числе:

с магазинированием руды, отбиваемой глубокими скважинами из фланговых восстающих;

с магазинированием руды, отбиваемой короткими скважинами из сближенных восстающих (с использованием механизированных комплексов).

При определении условий применения систем разработки с магазинированием руды руководствоваться данными, приведенными в табл. 15.

3.7.5.2. Параметры очистного блока определять проектом в зависимости от физико-механических свойств руды и типа бурового и погрузочно-доставочного оборудования. Они не должны существенно отличаться от приведенных ниже:

высота блока (этажа) - 40-50 м;

длина блока - 50-60 м;

ширина блока (камеры) равна мощности рудного тела, но не менее 1 м;

расстояние между буровыми восстающими при варианте системы разработки с отбойкой руды глубокими скважинами - 14-16 м (при условии выдержанной мощности рудного тела как по простиранию, так и по восстанию - до 20 м);

ширина междукамерных целиков (при мощности рудного тела более 3 м) - 6-10 м.

Таблица 15

Условия применения систем разработки с магазинированием руды

Вариант системы разработки

Мощность рудных тел, м

Угол падения рудных тел, град

Устойчивость

Коэффициент крепости по шкале М.М. Протодьяконова

Глубина разработки,

м

Слеживаемость руды

руды

вмещающих пород

руды

вмещающих пород

С мелкошпуровой отбойкой

1-3

50-90

Устойчивая

Средней устойчивости, устойчивые

8-10 .

10-20

Не более 500

Не слеживающаяся

С отбойкой руды глубокими скважинами

Не более 3х)

50-90

Средней устойчивости , устойчивые

То же

8-16

10-20

Не более 700

То же

х) Отбойка руды глубокими скважинами допускается при отработке рудных тел с выдержанными залеганием и мощностью ЛНС глубоких скважин, диаметром не более 70 мм, принимать в пределах 1,2-2,0 м.

При мощности рудных тел менее 3 м междукамерные целики можно не оставлять, их роль выполняют закрепленные сплошной венцовой крепью блоковые восстающие.

При отработке тонких и маломощных крутопадающих рудных тел, залегающих в недостаточно устойчивых вмещающих породах, блок по длине следует разбивать восстающими на короткие участки по 10-15 м, отрабатывать самостоятельно с опережением в пределах 4-6 м.

Величину прирезки вмещающих пород при доведении мощности тонких рудных тел до выемочной определять по формуле

                                                                                (13)

где Пр - примешивание вмещающих пород за счет доведения ширины очистного забоя в блоке до выемочной мощности, %;

тв - выемочная мощность, м;

трт - средняя мощность рудного тела, м.

3.7.5.3. Подготовку очистных блоков при малой мощности рудных тел (не более 3 м) принимать рудную; при мощности рудных тел свыше 3 м принимать, как правило, полевую подготовку, позволяющую эффективно применять погрузочно-доставочное самоходное оборудование. При полевой подготовке откаточный штрек проходить в лежачем боку, вне зоны возможного сдвижения пород при отработке нижнего горизонта.

3.7.5.4. Самоходное оборудование применять на выпуске руды из блоков (камер) и доставке ее к рудоспускам или сборным пунктам с перегрузкой в другие транспортные средства.

Сечение и длину погрузочных заездов принимать с учетом высоты этажа, физико-механических свойств руды, мощности рудного тела и типа погрузочно-транспортной машины. Угол между осью заезда и линией простирания рудного тела принимать равным 50 - 60°.

Примерный состав комплексов оборудования для систем с магазинированием приведен в табл. 16.

Для заряжания шпуров предусматривать переносные пневмозарядчики, для заряжания скважин - зарядные машины.

Таблица 16

Состав комплексов оборудования для систем с магазинированием

Вид работ

Тип оборудования комплекса

Площадь сечения транспортных выработок

Производительность комплекса (тыс. т/год) при расстоянии доставки, м

50

100

150

Комплекс I

 

 

 

 

 

Бурение шпуров

Перфораторы типа ПТ и ПР

6

30-35

-

-

Погрузка и доставка

Погруэочно-транспортные машины типа ПД с ковшом вместимостью 1 м3 или ПТ с бункером вместимостью 1,5 м3

 

 

 

 

Комплекс II

 

 

 

 

 

Бурение шпуров

Перфораторы типа ПТ и ПР

8

60-70

45-50

-

Погрузка и доставка

Погрузочно-транспортные машины типа ПД с ковшом вместимостью 1,5 м3 или ПТ о бункером вместимостью 2,.5 м3

 

 

 

 

Комплекс III

 

 

 

 

 

Бурение скважин диаметром 51-80 мм

Буровые станки типа КБУ на полке КВП или КНП

 

 

 

 

Погрузка и доставка

Погрузочно-транспортные машины типа ПД с ковшом вместимостью 2,5 м3 или ПТ с бункером вместимостью 2,5 м3

10

120-130

80-100

60

Принимаемые в проекте технико-экономические показатели системы с магазинированием руды с применением самоходного оборудования не должны существенно отличаться от приведенных ниже:

Удельный объем подготовительно-нарезных работ, м3/1000 т

35-100

Выход руды с 1 м шпура

0,6-1,1

Выход руды с 1 м скважины

1,2-2,0

Удельный расход ВВ на отбойку, кг/м3

1,2-1,9

Производительность труда рабочего по системе при отбойке, м3/чел.-смену:

 

мелкошпуровой

4-6,5

глубокими скважинами

9-12

Средняя производительность блока, тыс. т./мес.

6-7

3.7.5.5. Состав комплексов переносного оборудования для системы разработки с магазинированием при рельсовом транспорте руды обосновывать в проекте. Примерный состав комплексов машин приведен в табл. 17.

3.7.6. Система разработки с закладкой выработанного пространства

3.7.6.1. Общие положения

3.7.6.1.1. Условия, основные параметры и показатели применяемых систем разработки с закладкой выработанного пространства с самоходным оборудованием приведены в табл. 18.

3.7.6.1.2. Параметры панели (выемочного участка) определяются в проекте исходя из технологических соображений, возможности наиболее эффективного использования самоходного оборудования и требований безопасного ведения горных работ.

3.7.6.1.3. Нормативную прочность закладки определять в зависимости от физико-механических свойств руд и вмещающих пород, параметров искусственных опор и конструктивных элементов очистных камер (ширина и высота камеры, заходки, высота обнажаемой стенки закладки и др.) по рекомендациям научно-исследовательских институтов (методикам и инструкциям, утвержденным в установленном порядке применительно к условиям разработки залежи, участка).

Таблица 17

Состав комплексов переносного оборудования при рельсовом транспорте

Виды работ

Тип оборудования

Система разработки с магазинированием и мелкошпуровой отбойкой руды

Система разработки с магазинированием и отбойкой руды глубокими скважинами

Бурение шпуров

Телескопные перфораторы

-

Бурение скважин, диаметром не более 70 мм

-

Колонковые перфораторы, станки типа КБУ

Заряжание шпуров

Переносные пневмозарядчики

-

Заряжание скважин

-

Переносные зарядчики

Выпуск, погрузка и транспортирование руды

Вибролоки, виброплощадки, электровозы со сцепной массой 4-10 т

 

Примечание. Предусматривать использование механизированного комплекса машин с монорельсовым перемещением, состоящего из проходческого комплекса КПВ (проведение буровых восстающих), очистного комплекса КОВ (бурение скважин) и вспомогательного подъемника ПВ (заряжание скважин, монтаж и демонтаж монорельса, установка штанговой и распорной крепи, перевозка людей, транспортирование грузов и другие вспомогательные работы).

3.7.6.2. Система горизонтальных слоев с твердеющей закладкой

Вариант с восходящим порядком выемки слоев

3.7.6.2.1. Ширину слоя, указанную в табл. 18, уточнять в проекте в зависимости от устойчивости руд, прочности закладки и типа применяемого оборудования.

Толщина отбиваемого слоя определяется типом буровых машин, допустимая высота незаложенного пространства - устойчивостью рудной стенки очистной выработки, а также типом оборудования для бурения, безопасного осмотра, крепления и оборки кровли и стенок, но они не должны превышать величин, указанных в § 27 "Инструкции по безопасному применению самоходного оборудования в подземных рудниках".

Таблица 18

Системы разработки с закладкой

Показатели

Горизонтальные слои с закладкой и выемкой слоев

Системы с камерной выемкой и закладкой

снизу вверх (восходящий порядок выемки слоев)

сверху вниз (нисходящий порядок выемки слоев)

этажно-камерная

камерно-целиковая

Размеры панели (блока),м:

 

 

 

 

ширина

100-120

100-120-

40-50

120-160

длина

200-250

200-250

40-120

200-400

Размеры камеры, слоя (заходки), м:

 

 

 

 

ширина

От 3-4 до 8-10

Не более 8

10-20

8-20

высота

5-7

5-7

40-80

До 18

Схема подготовки

1. Рудная подготовка штреками (ортами), вентиляционно-ходовыми и закладочными восстающими, рудоспусками

1. Полевая подготовка квершлагами, соединительными штреками на откаточном и вентиляционно-закладочном горизонтах, рудоспусками, спиральными уклонами (до 12° по ПТЭ) по руде, слоевыми и разрезными штреками

1. При мощности рудного тела более 20 м и расположении камер по простиранию-подготовка полевыми и рудными штреками, блоковыми вентиляционно-ходовыми восстающими, восстающими или уклоном (до 12°) для доставки оборудования на горизонт бурения

1. Полевыми штреками по лежачему и висячему бокам на уровне откатки (бурения), соединительными ортами-заездами в камеры первой, второй и т.д. очередей

 

2. Полевая подготовка штреками (ортами), вентиляционно-ходовыми восстающими, восстающими для доставки на слой самоходного оборудования, рудоспусками и закладочными восстающими

2. Полевая подготовка квершлагами, штреками на откаточном и вентиляционно-закладочном горизонтах, рудоспусками, уклонами (до 12° по ПТЭ) по почве рудного тела, перпендикулярно фронту работ, слоевыми и разрезными штреками

2. При мощности рудного тела более 20 м и расположении камер вкрест простирания-подготовка полевым и вентиляционным штреками по лежачему и висячему бокам, соединительными ортами на границах камер (через одну), блоковыми вентиляционно-ходовыми восстающими или уклоном (до 12°) для доставки оборудования на горизонт бурения

 

 

3. Полевая подготовка штреками (ортами, вентиляционно-закладочными и ходовыми восстающими, рудоспусками и полевым уклоном (до 12° по ПТЭ) для самоходного оборудования

3. Полевая подготовка квершлагами, штреками на откаточном и вентиляционно-закладочном горизонтах, полевым доставочным диагональным уклоном (до 12°), вентиляционными восстающими и рудоспусками на границах панели, слоевыми и разрезными штреками

 

 

 

 

4. Полевая подготовка штреками (ортами), вентиляционно-закладочными и ходовыми восстающими, рудоспусками, восстающими для доставки оборудования на слой, слоевыми и разрезными штреками

 

 

 

 

5. Рудная подготовка штреками (ортами), вентиляционно-ходовыми и закладочными восстающими, рудоспусками

 

 

Конструкция днища блока

-

-

1. С двусторонними погрузочными заездами в шахматном порядке

1. С двусторонними погрузочными заездами в шахматном порядке

 

 

 

2. С односторонними погрузочными заездами

2. С односторонними погрузочными заездами

 

 

 

 

3. С заездом по оси камеры

Способ погрузки и доставки руда в блоке

С почвы очистной выработки ПТМ или погрузчиком, доставкой в очистном пространстве до рудоспусков

Донный выпуск руды из погрузочных заездов

1. Донный выпуск руды из погрузочных заездов

2.С почвы камеры ПТМ по типу торцевого выпуска

Диаметр шпуров (скважин), м

41-55

41-55

51, 60, 65, 80, 105 и более

51, 60, 65, 80

Глубина бурения шпуров (скважин), м

До 4,5

До 4,5

25-50

До 25

Выход руды с 1 м шпура (скважина), м3

0,55-1,1

0,55-1,1

3,0-5,5

3,0-5,5

Удельный расход ВВ, кг/м3

2,1

2,1

1,2-1,6

1,2-1,6.

В том числе на вторичное дробление

-

-

0,24-0,32

0,24-0,32

Примечание. Большие значения глубин скважин применять при больших их диаметрах.

3.7.6.2.2. Длину блока принимать в пределах удвоенной оптимальной длины доставки руды на слое. При скреперной доставке максимальную длину скреперования принимать равной 30 м при условии использования скреперных лебедок с приводом мощностью не менее 30 кВт.

При применении твердеющей закладки рудное тело следует разрабатывать без оставления междублоковых целиков.

3.7.6.2.3. Нормативную прочность твердеющей закладки в почве очистной выработки определять из условий работы на ней самоходного оборудования и рассчитывать по формулам дорожных покрытий на грунтовых основаниях. Для дизельных ковшовых ПТМ прочность верхнего слоя закладочного массива на глубину 0,5 м при прочности остальной части закладочного массива 0,3-0,5 МПа принимать следующую:

Грузоподъемность ПТМ, т

3

8

12

Нормативная прочность почвы, МПа.

0,7

1,0

1,5

3.7.6.2.4. При высоте вертикальных обнажений до 7 м нормативную прочность закладки в обнажении принимать 0,7 МПа.

3.7.6.2.5. Для улучшения дренажа воды при гидравлической и твердеющей закладках почве слоя следует придавать уклон не менее 1-2°.

Вариант с нисходящим порядком выемки слоев

3.7.6.2.6. Высоту слоя принимать с учетом параметров буровых и кровлесборочных машин, обеспечения производительной работы забойного оборудования и устойчивости стенок очистной выработки в соответствии с § 27 "Инструкции по безопасному применению самоходного оборудования в подземных рудниках".

При разработке участков со слабыми рудами и у тектонических нарушений с ярко выраженной зоной дробления и расположением очистных выработок параллельно или под углом менее 30° к линии простирания плоскости нарушения высоту слоя следует принимать не более 4 м. Ширину очистных выработок определять в верхнем слое нарушенностью пород кровли, в нижних слоях - нормативной прочностью и структурой твердеющей закладки.

Для ориентировочных расчетов при проектировании нисходящей выемки нормативную прочность закладочного массива в смежной (по горизонтали) заходке на момент ее обнажения принимать равной 1 МПа, в кровле выработки при ширине выработки на более 6 м - 4 МПа, при ширине выработки 6-8 м - 8 МПа. Прочность закладочного массива должна уточняться научно-исследовательской организацией в зависимости от конструкции вышележащего слоя.

3.7.6.2.7. Толщина монолитного слоя закладки в кровле выработки при ширине не более 6 м должна быть не менее 1 м, а при ширине 6-8 м - 1,2 м. При мощности рудного тела на более 8 м выемку слоя допускается осуществлять сплошным забоем по простиранию, при большей мощности - заходками толщиной также не более 8 м. При этом заходки можно отрабатывать последовательно либо через одну.

В целях ослабления сейсмического воздействия на устойчивость искусственной кровли необходимо предусматривать на контакте закладочного материала и нижележащего массивы руды слой рудной мелочи толщиной 0,3 м. При особо ценных рудах, в целях сокращения их потерь из-за прилипания рудной мелочи к закладке, применять полиэтиленовую пленку или другие покрытия.

Опережение очистных работ в двух смежных по высоте слоях принимать в пределах 8 м. Разность отметок почвы соседних заходок, подрабатываемых впоследствии одной заходкой нижележащего слоя, не должна превышать ± 0,4 м.

3.7.6.2.8. Для обеспечения полноты закладки выработанного пространства очистным выработкам необходимо придавать уклон не менее угла растекания закладочной смеси.

3.7.6.2.9. Примерный состав комплексов самоходного оборудования при системе горизонтальных слоев с закладкой выработанного пространства принимать по табл. 13 (комплексы 1, 2, 3 и 4).

3.7.6.3. Камерные системы разработки с твердеющей закладкой

3.7.6.3.1. Условия применения, параметры и технико-экономические показатели этажно-камерной и камерно-целиковой систем разработки с закладкой выработанного пространства приведены в табл. 18.

3.7.6.3.2. При камерно-целиковой системе разработки с закладкой наклонных и крутопадающих рудных тел средней мощности более 8 м с интенсивно развитыми трещинами и расположенных в зонах тектонических нарушений очистную выемку с применением самоходного оборудования следует проводить без захода людей в очистное пространство. При этом выемку камер и целиков в зависимости от угла падения залежи следует осуществлять одной из следующих систем и в соответствии с требованиями, предъявляемыми к ним: пологие залежи - системой подэтажных штреков; наклонные залежи - системой с доставкой руды силой взрыва; крутопадающие залежи - системой подэтажных штреков (ортов).

3.7.6.3.3. Примерный состав комплексов самоходного оборудования при этажно-камерной и камерно-целиковой системах разработки с закладкой принимать по табл. 13.

При камерно-целиковой системе в состав комплексов следует включать машину для осмотра и крепления кровли с рабочей высотой до 18 м.

3.7.7. Системы разработки с распорной крепью

3.7.7.1. При определении условий применения системы разработки руководствоваться данными, приведенными в табл. 19.

Таблица 19

Условия применения системы разработки с распорной крепью

Показатели

Значение показателей

Мощность рудных тел, м

0,6-3

Угол падения рудных тел, град

50-90

Устойчивость:

 

руды

Средней устойчивости

вмещающих пород

Средней и малой устойчивости

Коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова:

 

руды

8-20

вмещающих пород

6-20

Глубина разработки, м

Не более 500 м

Слеживаемость руды

Малослеживающаяся

3.7.7.2. Параметры очистного блока при распорной крепи определяются проектом в зависимости от физико-механических свойств руды и вмещающих пород:

высота блока ………………………..30-50 м;

длина блока …………………………40-60 м;

ширина блока (камеры) равна мощности рудного тела, а при тонких жилах должна быть не менее величины допустимого выемочного пространства в соответствии с § 169 ЕПБ.

Подготовку очистных блоков при системе разработки с распорной крепью принимать рудную.

Сечение штрека определяется габаритами транспортного оборудования и размером зазоров и проходов в соответствии с ЕПБ.

3.7.7.3. Отбойку руды в блоке проводить послойно или потолкоуступно с продвижением каждого слоя или уступа по простиранию с отработкой этажа снизу вверх.

Высота отбиваемого слоя не должна превышать 3 м. Длину уступа принимать в зависимости от устойчивости руды и боковых пород от 5 до 15 м.

Уступы развивать от одного флангового восстающего к другому или одновременно от обеих границ блока. Можно развивать уступы от центрального восстающего к флангам.

При неустойчивых руде и боковых породах очистной блок отрабатывать короткими вертикальными прирезками с опережением одной прирезки соседней на 4-4,5 м.

Рудных целиков между очистными блоками, как правило, не предусматривать. Целиками служат блоковые восстающие, перекрепляемые срубовой крепью по мере отработки блока, или безрудные участки, оставляемые в отработанном пространстве.

Блоковые восстающие сохранять на весь срок отработки блока для сообщения с очистным пространством и вентиляции.

3.7.7.4. Распорная крепь устанавливается по мере отработки блока горизонтальными рядами на расстоянии 1,2-1,5 м в ряду и 1 м между рядами.

Установка распорной крепи ведется с отставанием от линии забоя не более чем на 2 м.

Для предупреждения смещения распорок под влиянием ударов сверху и сдвижения висячего бока их следует устанавливать с отклонением верхнего конца от нормали к боковым породам вверх на угол величиной 1/3-1/8 угла падения рудного тела.

На распорную крепь укладывается настил, служащий платформой для работающих в забое людей, сортировки отбитой горной массы и частичного магазинирования.

Расстояние от настила до слоя кровли или уступа не должно превышать 2-2,2 м.

При недостаточно устойчивых породах висячего бока дополнительно к распорной крепи предусматривать установку анкерной (штанговой) крепи.

3.7.7.5. При раздельной отбойке (тонкие рудные жилы) и сортировке отбитой горной массы в забое породу оставлять в качестве закладки в очистном пространстве.

Отбитую руду из забоя перепускать на откаточный горизонт по рудоспускам, закрепленным в отработанном очистном пространстве (отшиваются между распорками или выкрепляются венцовой крепью). Для уменьшения числа рудоспусков на распорной крепи устраивать наклонные настилы-рудоспуски. Расстояние между рудоспусками принимать равным 10-15 м.

При выемке блока без оставления в отработанном пространстве породы выпуск отбитой руды из очистного пространства осуществлять через люки, установленные в стенке откаточного штрека через 4-8 м; в атом случае в стенке штрека выкреплять выпускные воронки.

3.7.7.6. Состав комплексов оборудования для систем разработки с распорной крепью принимать по табл. 17 (графа 2).

3.7.8. Система подэтажного обрушения

3.7.8.1. Систему подэтажного обрушения можно применять в вариантах с площадным и торцевым выпусками руды. В первом случае из доставочных выработок проходят погрузочные заезды и производят массовую отбойку руды в блоке; во втором - массовую или послойную отбойку руды.

3.7.8.2. Основные параметры системы разработки, м: длина блока - 30-60; высота блока - 30-60; высота подэтажа - 10-20; ширина блока по мощности рудного тела - не более 35.

3.7.8.3. Систему подэтажного обрушения с торцевым послойным выпуском руды и использованием самоходного оборудования применять в двух вариантах: с оставлением или без оставления временного козырька над доставочными выработками.

3.7.8.4. При оставлении козырька основные запасы подэтажа, находящиеся над козырьком и отбиваемые в первую очередь, можно обуривать из буровой выработки, расположенной выше горизонта доставки и из погрузочно-доставочной выработки. В последнем случае козырек образуется в результате недозаряжания скважин.

3.7.8.5. Доставочные выработки располагать в залежах мощностью более 35 м вкрест простирания, при меньшей мощности - по простиранию или диагонально к простиранию, если нет ограничений по устойчивости руд и пород.

3.7.8.6. Для повышения устойчивости днища блока торцевой выпуск можно производить через окна в потолочине доставочной выработки, которые создают последовательно по мере выпуска руды. В этом случае сторону квадрата окна следует принимать равной ширине выработки.

3.7.8.7. До начала очистных работ необходимо пройти:

наклонный съезд для самоходного оборудования, который может иметь прямолинейную или зигзагообразную трассу;

подэтажные буровые и доставочнне выработки, восстающие (рудоспуски);

камеры сопряжения рудоспусков с подэтажными выработками;

вентиляционные выработки (при необходимости).

3.7.8.8. Для бурения глубоких скважин предусматривать самоходные буровые станки.

3.7.8.9. Для доставки НВ и заряжания скважин применять самоходные безрельсовые и рельсовые зарядно-доставочные установки.

3.7.8.10. На выпуске, погрузке и доставке руды от забоя до рудоспуска предусматривать следующее оборудование: ковшовые погрузочно-транспортные машины; комплексы, состоящие из ковшовой ПТМ и автосамосвала.

3.7.8.11. Технико-экономические показатели системы разработки подэтажного обрушения с применением самоходного оборудования не должны существенно отличаться от; приведенных ниже:

Удельный объем подготовительно-нарезных работ, м3/1000 т

30-90

Выход руды с 1 м скважины, м3, при диаметре скважин:

 

60 мм

1-1,5

70 мм

1,5-2

100 мм

3-4

Удельный расход ВВ на отбойку, кг/м3

1,2-1,3

Средняя производительность блока, тыс. т/меc

15-50

Производительность труда рабочего по системе, м3/чел.-смену

10-30

3.7.9. Система этажного обрушения

3.7.9.1. Систему применять при неслеживавшейся и несамовозгорающейся руде.

При разработке неустойчивых и трещиноватых рудных тел следует принимать одностадийную выемку.

При двухстадийной выемке очередность и сроки разработки запасов в этаже должны исключать накапливание запасов руды в целиках и консервацию рудных площадей.

Обрушение целиков и потолочин в блоках на компенсационные камеры предусматривать в один прием.

Объем компенсационных камер должен обеспечивать коэффициент разрыхления руды после отбойки не менее 1,15. Размеры камер для вновь строящегося рудника принимать по аналогам или результатам исследований.

Размеры блоков в плане выбирать с учетом горнотехнических условий так, чтобы при эффективном использовании принятого оборудования было обеспечено планомерное обрушение налегающих пород.

Для разработки мощных, а также крутопадающих залежей любой мощности принимать максимально возможную в конкретных условиях высоту блока.

3.7.9.2. При подготовке блоков и панелей к очистной выемке необходимо проходить наклонный съезд (блоковый, участковый) для передвижения самоходного оборудования.

3.7.9.3. Отбойку руды предусматривать глубокими скважинами диаметром 60-100 мм; диаметр скважин свыше 100 мм обосновывать проектом.

Высоту подэтажа (при обуривании из подэтажных выработок) принимать в пределах 12-40 м. Меньшие значения соответствуют применению скважин меньшего диаметра и меньшей мощности рудного тела, большие значения - применению скважин увеличенного диаметра и отработке мощных залежей.

Параметры буровзрывных работ предусматривать такими, чтобы обеспечивалась необходимая кусковатость руды с минимальным выходом негабарита.

3.7.9.4. Способ подготовки днища (доставочные выработки с воронками из дучек; траншейная подсечка с выработками выпуска и доставки; бесцеликовое днище с торцевым выпуском) выбирать с учетом устойчивости руд и принятого забойного оборудования.

3.7.9.5. На выпуске и доставке в зависимости от устойчивости руд и пород, горнотехнических условий и расстояния доставки следует предусматривать: погрузочно-транспортные машины с ковшом вместимостью 2,5-6 м3; ковшовые погрузчики в сочетании с автосамосвалами; вибропитатели в сочетании с автосамосвалами при крупнокусковой руде; скреперные лебедки и погрузчики.

При формировании комплексов самоходных машин могут быть использованы данные табл. 13.

3.7.9.6. Площадь блока в расчете на одну выпускную выработку (дучку) при скреперной доставке не должна превышать 40-60 м2 в зависимости от высоты блока (при использовании самоходного оборудования и вибромеханизмов площадь обосновывать в проекте).

3.7.9.7. При торцевом выпуске погрузку руды производить только при заполненной на все сечение буродоставочной выработки, а при отбойке руды наклонными слоями число очередных вееров незаряжаемых скважин должно быть не менее трех.

3.7.9.8. В выработках блока необходимо применять сквозное проветривание за счет общешахтной депрессии.

При больших объемах вторичного дробления и ликвидации зависаний предусматривать сборные вентиляционные штреки над доставочным горизонтом для отвода взрывных газов и пыли.

3.7.9.9. В целях снижения потерь и разубоживания предусматривать:

максимально возможную высоту блока; траншейное или бесцеликовое днище;

максимальный объем выпуска чистой руды из блока при двухстадийной выемке.

3.7.9.10. Технико-экономические показатели системы этажного обрушения с применением самоходного оборудования, принимаемые в проекте, не должны существенно отличаться от приведенных в табл. 20.

Таблица 20

Технико-экономические показатели системы этажного обрушения с применением самоходного оборудования

Показатели

Варианты системы разработки с отбойкой руды

в зажиме

на компенсационные камеры

Удельный объем подготовительно-нарезных работ, м3/1000 т

24-75х)

36-100 х)

Производительность труда рабочего по системе, м3/чел.-смену

20-45

15-40

Производительность блока, тыс. т/мес.

15-50

х) Меньшие значения соответствуют отработке мощных залежей при большой высоте этажа.

3.8. Закладочные работы

3.8.1. Подачу сухой закладки с поверхности предусматривать, как правило, непосредственно в выработанное пространство по скважинам и восстающим. При гидравлической закладке исходный материал должен обеспечивать коэффициент фильтрации закладки в выработанном пространстве не менее 0,001 см/с, содержание частиц крупностью менее 0,1 мм - не более 30 % и горючих веществ (уголь, горючий сланец и пр.) - не более 20 %. Твердеющая закладка должна иметь подвижность 12-14 см по конусу СтройЦНИла, поступать в трубопровод непрерывно и равномерно и обладать способностью растекаться в выработанном пространстве без видимого расслоения на длину как минимум 60 м. Прокладку рабочего и резервного трубопроводов для подачи в шахту гидравлической или твердеющей закладки следует предусматривать, как правило, по скважинам, в исключительных случаях по специальному закладочному стволу, используемому одновременно для подачи свежего воздуха.

3.8.2. Закладочная смесь должна состоять из трех и более компонентов (не считая воду).

Закладочная установка, как правило, должна состоять из следующих технологических сооружений: склада инертных заполнителей, склада вяжущих материалов и активизирующих добавок, смесительного отделения (или помольно-смесительного), экспресс-лаборатории контроля за качеством приготовления закладочного материала; операторской с щитом управления, мнемосхемой работы закладочного оборудования и приборами, показывающими расход компонентов.

При поступлении на установку недробленых инертных заполнителей дополнительно должно быть предусмотрено дробильное или помольное отделение. Комплекс оборудования установки должен предусматривать при необходимости осуществление на руднике не только закладочных, но и заиловочных работ. При строительстве обособленной заиловочной установки в ее состав должны быть включены склад глины, помольно-смесительное отделение и насосное отделение (если транспорт пульпы до места спуска в подземные выработки не возможен). При проектировании закладочных установок учитывать "Типовые технологические схемы и системы автоматизации закладочных комплексов рудников", утвержденные Минцветметом СССР.

3.8.3. Состав компонентов закладочных смесей и их количественное соотношение следует подбирать на основании рекомендаций специализированных организаций в зависимости от требуемой механической прочности закладки и необходимых геологических свойств по условиям транспортабельности по трубам. Закладочный материал не должен содержать примесей, концентрация которых опасна по самовозгоранию и выделению вредных газов и веществ.

3.8.4. Вода, применяемая для приготовления твердеющей закладки, должна удовлетворять требованиям ГОСТ 23732-79 "Вода для бетонов и растворов" и рекомендациям, выданным научно-исследовательской организацией.

3.8.5. Вместимость расходных складов закладочной установки должна обеспечивать ее бесперебойную работу, что в конкретных условиях решается проектом в зависимости от организации работы по транспортировке материалов и удаленности их поставщиков.

Их вместимость (кроме склада цемента) должна быть не менее недельного расхода складируемого материала при производительности закладочной установки не более 200 тыс. м3 в год и не менее двухдневного - при большей производительности. При поступлении цемента в железнодорожных вагонах следует предусматривать типовые автоматизированные прирельсовые склады. При поступлении цемента автотранспортом предусматривать типовые автоматизированные притрассовые склады.

Вместимость склада цемента следует принимать в расчете на 10-25-суточный запас (первое значение запаса - для района с развитой железнодорожной сетью и. закладочной установки малой производительности, второе - для малоосвоенных и отдаленных районов и закладочной установки большой производительности).

Подачу цемента из склада в расходный бункер предусматривать при удалении расходного бункера от склада не более 10 м - винтовым конвейером; при приведенной длине транспортирования не более 300 м - пневматическим транспортом; при приведенной длине свыше 300 м - автоцементовозами.

3.8.6. Крупный материал следует дробить до фракции 20-40 мм; активизирующие материалы подвергать помолу. Крупность их фракций определяется опытным путем в лабораторных условиях. Для уменьшения запыленности цемент следует подавать в смеситель в виде цементного молока, приготовляемого в специальном баке-пульпаторе.

3.8.7. Часовую производительность закладочной установки и режим ее работы следует определять в зависимости от технологии ведения горных работ при двухсменной работе установки в течение суток.

3.8.8. Проект закладочной установки должен предусматривать полную механизацию процессов транспортирования компонентов и приготовления закладки, а также контроль и автоматизированную регулировку дозировки всех компонентов закладки в заданных соотношениях, контроль за вязкостью закладки на сливе смесителя и ее автоматическое регулирование путем изменения соотношения компонентов, контроль за положением уровня закладочной смеси в вертикальном ставе. Оповещение о каждом отклонении от заданного режима должно осуществляться звуковым и световым сигналами. Давление закладочного материала в вертикальном трубопроводе должно контролироваться датчиком, установленным в месте перехода вертикального трубопровода в горизонтальный. Показание этого датчика должно быть выведено на пульт управления. При повышении давления сверх соответствующего нормальному режиму транспортирования должен включаться аварийный сигнал и при дальнейшем повышении его подача закладочной смеси должна прекращаться.

3.8.9. При выборе технологического оборудования для закладочных установок следует руководствоваться "Нормами технологического проектирования флотационных фабрик для руд цветных металлов".

3.8.10. Угол наклона кровли закладываемой выработки и место подачи закладочного материала в нее следует проектировать из расчета достижения максимально возможной полноты закладки отработанного пространства.

3.8.11. Коэффициент усадки закладочного материала в каждом конкретном случае следует определять путем проведения соответствующих исследований.

3.8.12. При гидравлической закладке необходимо предусматривать дренажную систему и в случае необходимости - шламоотстойники. Дренажная система при закладке камер должна предусматривать возможность свободного слива отстоявшейся воды.

3.8.13. При гидрозакладке перемычки, изолирующей камеру от прочих выработок, следует рассчитывать на давление столба воды, равное по высоте разности отметок почвы выработки в месте установки перемычки и наивысшего уровня свободно изливающейся из камеры в процессе закладки воды, но не менее чем на 0,3 МПа. При твердеющей закладке прочность изолирующих перемычек следует определять с учетом первоочередного заполнения отработанного пространства на высоту, превышающую на 1 м высоту перемычки, с последующей подачей закладки в камеру после затвердения предыдущей ее порции.

При послойной отработке с закладкой прочность перемычек, изолирующих закладываемое пространство от прочих выработок, следует рассчитывать на давление обводненного закладочного материала в пределах одного слоя.

3.8.14. Проектирование трубопроводного транспорта закладочных смесей следует осуществлять в соответствии с "Инструкцией по транспортировке и механической укладке закладочных материалов при подземной добыче руд цветных, редких и драгоценных металлов", утвержденной Минцветметом СССР.

Трубопроводы при гидравлической закладке следует рассчитывать по соответствующим методикам. Основные параметры трубопроводного транспорта твердеющей закладки (диаметр трубопровода, дальность подачи) следует определять с учетом удельного сопротивления движению, которое уточняется в каждом конкретном случае опытным путем.

3.8.15. Упрочнение сухой закладки в камере путем инъекции вяжущего материала следует осуществлять в направлении снизу вверх путем подачи вяжущего материала за перемычки или в специально пробуренные для этой цели скважины. Инъецируемый массив не должен содержать более 15 % частиц крупностью менее 0,1 мм. Плотность инъецируемого раствора принимать в пределах 1,05-1,8 г/см3. Подачу вяжущего материала в камеру следует осуществлять до выхода раствора в контрольную выработку (скважину). Шаг инъекции по высоте не должен превышать 25 м. Прочность изолирующих перемычек, трубопроводов и запорных устройств нагнетательных скважин следует определять проектом в каждом конкретном случае.

3.8.16. Для выравнивания сухой иди гидравлической закладки при системе горизонтальных слоев можно использовать самоходное оборудование, применяемое на доставке руды.

3.8.17. При трубопроводном транспортировании закладочной смеси предусматривать механизацию работ по доставке, монтажу и демонтажу труб и арматуры с использованием самоходного оборудования и других машин и механизмов в зависимости от типа выработок (горизонтальные или вертикальные), в которых прокладываются трубопроводы.

3.9. Выбор самоходного оборудования и принципы формирования комплексов

Классификация самоходных машин

3.9.1. К самоходному (нерельсовому) оборудованию относятся все виды горных машин, способных самостоятельно передвигаться по почве подземных безрельсовых выработок, на пневмоколесном и гусеничном ходу с дизельным, пневматическим, электрическим и другими видами привода хода.

3.9.2. Самоходное оборудование для комплексной механизации очистных и проходческих работ делится на основное технологическое и вспомогательное,

3.9.3. По назначению основное технологическое самоходное оборудование делят на следующие виды:

буровые станки (ГОСТ 20769-75) для бурения взрывных скважин диаметром 51-200 мм;

бурильные установки (ГОСТ 20785-75) для бурения шпуров диаметром 32-50 мм.

Погрузочные машины типа ПНБ (ГОСТ 18574-79); экскаваторы; ковшовые погрузчики на колесном ходу; погрузочно-транспортные машины (ОСТ 24.087.01.) двух типов - ковшовые типа ПД (ковшовые ПТМ) и с ковшом и бункером типа ПТ (бункерные ПТМ); автосамосвалы (автопоезда); самоходные вагоны для погрузки, доставки, транспортирования руды и породы.

Основные требования, предъявляемые к самоходному оборудованию при его выборе в проекте

3.9.4. Применяемое на подземных горных работах самоходное оборудование должно соответствовать общим требованиям безопасности по ГОСТ 12.2.003-74.

3.9.5. Самоходное оборудование должно удовлетворять следующим санитарно-гигиеническим и эргономическим требованиям:

"Гигиеническим требованиям к машинам и механизмам, применяемым при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых", утвержденным заместителем Главного государственного санитарного врача СССР 1964-79;

"Эргономическим требованиям к рабочим местам и средствам управления машинами и механизмами, применяемыми при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых", утвержденным Заместителем Главного государственного санитарного врача СССР 1966-79.

Выбор технологического самоходного оборудования

3.9.6. При разработке проектов на строительство и реконструкцию рудников, а также для подготовки новых горизонтов следует применять наиболее прогрессивное самоходное оборудование, выпускаемое серийно или опытными партиями отечественными машиностроительными заводами, удовлетворяющее требованиям безопасности, горно-геологическим и горнотехническим условиям конкретного месторождения и допущенное Госгортехнадзором СССР к эксплуатации на подземных работах

3.9.7. При выборе самоходного оборудования необходимо ориентироваться на комплексную механизацию и автоматизацию очистных и горнопроходческих работ, предусматривая применение однотипных наиболее прогрессивных видов оборудования, обеспечивающих высокие технико-экономические показатели.

3.9.8. Оборудование, следует выбирать в соответствии с принятой технологической схемой по номенклатурам заводов-изготовителей с учетом действующих Государственных (отраслевых) стандартов или типоразмерных рядов, а также прогноза развития техники на ближайшие годы, и обосновывать технико-экономическим расчетом по каждому виду машин.

Номенклатуру проектных показателей, характеризующих уровень использования оборудования, необходимо принимать в соответствии с "Инструкцией по учету работы и определению технико-экономических показателей самоходного оборудования на подземных рудниках цветной металлургии", утвержденной Минцветметом СССР.

3.9.9. Сменную производительность оборудования принимать по утвержденным Минцветметом СССР "Единым нормам выработки и времени на подземные горные работы для шахт и рудников цветной металлургии", а для оборудования, не вошедшего в ЕНВиВр, - по действующим методикам, утвержденным в установленном порядке.

3.9.10. Годовую производительность оборудования определять исходя из сменной производительности машины и планового фонда времени ее работы.

3.9.11. При определении режима работы оборудования следует исходить из режима работы рудника, при этом необходимо ориентироваться на максимально возможное в данных горнотехнических условиях использование календарного фонда времени машины в течение года.

Проектный (плановый) коэффициент использования оборудования по календарному фонду времени определять по действующим методикам с учетом принятого режима работы оборудования, времени на проведение ПНР, переброску машин на другие участки, регламентированных перерывов и коэффициента готовности машин. Коэффициент использования для основного оборудования должен быть не менее 0,3 при двухсменном режиме работы и 0,45 при трехсменном.

3.9.12. Рассчитанная и принятая в проекте производительность оборудования должна соответствовать лучшим достижениям отечественных и зарубежных рудников в аналогичных условиях.

3.9.13. Число работающих машин следует определять исходя из производительности рудника, участка, панели, блока или камеры, а также организации работ и возможностей проветривания.

3.9.14. При определении списочного парка технологического самоходного оборудования на очистных работах общий коэффициент резерва, учитывающий оборудование, находящееся в плановом резерве (КП.Р = 1,1-1,2), в капитальном (Кн = 1,1) и в текущей (Кт = 1,1), ремонтах принимают равный 1,3-1,45.

Принципы формирования комплексов самоходного оборудования

3.9.15. В комплекс самоходного оборудования должны быть включены увязанные по основным параметрам и производительности машины, обеспечивающие механизацию всех звеньев технологического процесса очистных и проходческих работ.

Вспомогательное самоходное оборудование (для механизации перевозки людей и доставки грузов, доставки и заправки ГСМ, строительства и поддержания подземных дорог, передвижные мастерские и др.) входит в состав участковых или общешахтных специализированных служб. Методика определения потребности в них (количество и номенклатура) приведена в соответствующих разделах настоящих норм.

3.9.16. Состав комплекса (по типоразмерам и количеству оборудования) следует выбирать с учетом следующих природных, технологических, технических и экономических факторов:

мощности и угла падения рудного тела;

крепости и устойчивости руды и вмещающих пород;

системы разработки;

параметров буровзрывных работ;

схемы транспортирования руды;

возможной производительности по горнотехническим условиям участка, панели, блока и камеры;

производительности оборудования;

капитальных затрат на приобретение, доставку и монтаж оборудования;

расходов на его эксплуатацию и ремонт;

безопасности труда.

3.9.17. Производительность одного или нескольких комплексов для конкретной технологической схемы следует определять в проекте исходя из производительности входящих в комплекс машин и их увязки между собой во время работы.

3.10. Буровзрывные работы.

3.10.1. Метод шпуровых зарядов

Бурение шпуров

3.10.1.1. Глубину шпуров следует определять в зависимости от формы и размеров забоя, параметров и производительности применяемого бурового оборудования, крепости и устойчивости пород, организации проходческого и очистного циклов. Диаметр заряжаемых шпуров должен быть 36-50 мм, холостых шпуров (скважин) - 42-105 мм.

3.10.1.2. Типоразмеры и конструкции самоходной бурильной установки, а также метод бурения шпуров (вращательного, ударно-поворотного, вращательно-ударного) следует выбирать в зависимости от горнотехнических условий и обосновывать расчетом. При выборе установки следует учитывать возможность обуривания не только фронтального забоя, но и бортов выработки при просечке целиков, а также кровли восходящими шпурами для штангового крепления и слоевой отбойки.

При бурении крепких и средней крепости пород (8-16 по шкале проф. М.М. Протодьяконова), как правило, применяют бурильные установки со следующим числом перфораторов в зависимости от площади сечения забоя:

Площадь сечения забоя, м2

Число перфораторов, шт.

6-12

2

12-16

2-3

Более 16

3

Обслуживание бурильной установки, оборудованной 2 перфораторами, должен вести 1 рабочий, оборудованной 3 перфораторами, - 2 рабочих. При выборе самоходных бурильных установок, определении их производительности и уровня использования во времени следует руководствоваться разделом 3.9 и приложением 1 настоящих норм.

Для повышения эффективности работы бурильных установок следует предусматривать их многозабойное использование.

3.10.1.3. Расход буровых коронок для условий проектируемого рудника определять с учетом технически обоснованных норм расхода твердых сплавов, рассчитанных по "Методике определения удельных норм расхода твердых сплавов и шарошечных долот на горнорудных предприятиях цветной металлургии", утвержденной Минцветметом СССР.

Стойкость даровых коронок, армированных твердыми сплавами ВК8В, ВК11В и BK15 с учетом переточек, принимать по табл. 21.

Таблица 21

Стойкость буровых коронок, м

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

На одну заточку

Общая

6

48

336

7-9

35

245

10-12

19

133

13-15

10

70

16-18

6

42

19-20

3

21

3.10.1.4. Расход буровой стали марки 55С-2 принимать по табл. 22.

Таблица 22

Расход буровой стали марки 55С-2, кг на 1000 м шпуров

Перфораторы

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

4-6

7-9

10-14

15-18

19-20

Ручные

35

60

116

190

335

Телескопные

30

42

85

160

265

Нормы расхода высоколегированной стали марок 28ХГНЗМ, 30ХГСА и др. принимать по данным табл. 21 с учетом поправочного коэффициента 0,4-0,6.

3.10.1.5. Производительность ручных и телескопных перфораторов при бурении шпуров коронками диаметром 40 мм, армированными твердыми сплавами, давлении сжатого воздуха в забое 0,6 МПа и глубине шпуров 1,5 м принимать по ЕНВиВр и данным табл. 23.

При отклонении от указанных условий производительность перфораторов определять с учетом поправочных коэффициентов, приведенных в табл. 24-26.

Таблица 23

Производительность перфораторов за 7-часовую смену, м

Перфораторы

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М.Протодьяконова

4-6

7-9

10-14

15-16

19-20

Ручные

 

 

 

 

 

Легкие, массой не более 18 кг и мощностью не более 1,2 кВт

60

44

29

22

20

Средние, массой 18-24 кг, мощностью 1,1-1,7 кВт

76

56

36

29

24

Телескопные ручные

 

 

 

 

 

Тяжелые, массой более 24 кг и мощностью 1,7-2,3 кВт

85

63

42

33

30

Тяжелые, массой более 24 кг и мощностью свыше 2,3 кВт

95

73

49

38

33

Средние, массой не более 45 кг и мощностью свыше 2,3 кВт

86

62

43

34

30

Резерв оборудования при условии закрепления перфораторов за бурильщиками принимать из расчета на каждые пять работающих перфораторов.

Расчет параметров БВР

3.10.1.6. Расчет ВВ на проектную величину подвигания забоя за цикл определять по формуле

Q = g×V = g×Sпр× bшн×ή  кг                                                                           (14)

где g - удельный расход ВВ, кг/м3;

Sпр - проектная площадь сечения забоя, м2;

V - объем взорванной порода в массиве за цикл, м3,

bшн - глубина шпуров, м; .

ή - коэффициент использования шпуров (КИШ).

Таблица 24

Поправочные коэффициенты изменения производительности перфораторов в зависимости от давления сжатого воздуха

Давление сжатого воздуха, МПа

Коэффициент

0,5

0,8

0,55

0,8

0,60

1,0

0,65

1,1

0,70

1,25

Таблица 25

Поправочные коэффициенты изменения производительности перфораторов в зависимости от диаметра шпуров

Диаметр, мм

Коэффициент

32

1,25

36

1,10

40

1,00

43

0,90

46

0,80

Таблица 26

Поправочные коэффициенты изменения производительности перфораторов в зависимости от глубины шпура

Глубина шпура, м

Коэффициент

1,5

1,00

2,5

0,85

4,0

0,80

3.10.1.7. Удельный расход ВВ (g ) определять по формуле Н.М. Покровского

g = g1×Kзп× Kсп×е  кг/м3                                                                               (15)

где g1 - удельный заряд условного ВВ, кг/м;

Кзп - коэффициент зажима породы;

Ксп - коэффициент структуры породы;

е - коэффициент относительной работоспособности ВВ.

Значения удельного заряда условного ВВ (g1) определять по табл. 27.

Таблица 27

Удельный заряд условного ВВ в зависимости от крепости пород

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова (f)

g1

20-15

1,5-1,2

14-10.

1,1-1,0

9-7

0,9-0,7

6-4

0,6-0,4

3-2

0,3-0,2

2

0,15

Значения коэффициента зажима Kзп определять по формуле

                                                                                              (16)

Коэффициент структуры породы Ксп определять в зависимости от свойств массива:

вязкие пористые породы - Кcп = 2;

дислоцированные, с неправильным залеганием, мелкой трещиноватостью - Кcп = 1,4;

сланцевые, с меняющейся крепостью и напластованием, перпендикулярным направлению шпура - Ксп= 1,3;

массивно-хрупкие - Кcп = 1,1;

мелкопористые, неплотные - Кcп = 0,8.

Коэффициент относительной работоспособности ВВ определять по табл. 28.

Таблица 28

Расчетные коэффициенты эквивалентных зарядов ВВ по идеальной работе взрыва (эталон - аммонит 6ЖВ)

ВВ

Аммонал скальный 3

0,8

Детонит М

0,82

Гранулит АС-8В

0,89

Гранулит АС-8

0,89

Акванит АРЗ-8

0,89

Аммонал М-10

0,9

Аммонал водоустойчивый

0,9

Гранулит АG-4

0,98

Гранулит AG-4B

0,98

Граммонит 79/21

1,0

Аммонит 6ЖВ

1,0

Гранулит М

1,15

3.10.1.8. Число шпуров на забой определять по формуле Н.М. Покровского

                                                                                          (17)

где j - весовое количество ВВ, приходящееся на единицу длины шпура, кг/м;

а - коэффициент заполнения шпура;

g - удельный расход ВВ, кг/м3;

Snp - проектная площадь сечения забоя, м2;

ή - величина КИШ.

Для гранулированных ВВ вместимость 1 м шпура (j ) определять по табл. 29.

Для патронированных ВВ диаметром 36 мм вместимость I м шпура (j ) принимать равной 0,7-0,9.

Значения коэффициента заполнения (а) принимать равным 0,7-0,85 в зависимости от крепости горных пород. Меньшие значения а принимать для пород слабых и средней крепости (f £ 10), большие значения - для крепких и очень крепких пород (f >10).

Таблица 29

Расчетная вместимость 1 м шпура для гранулированных НВ

Диаметр шпура, мм

Плотность заряжания, г/см3

1

1,05

1,1

36

1,02

1,07

1,1

40

1,26

1,32

1,38

41

1,32

1,38

1,45

42

1,38

1,45

1,52

45

1,59

1,67

1,75

51

2,04

2,14

2,25

Таблица 30

Необходимое число незаряжаемых шпуров (скважин) в зависимости от их диаметра и глубины

Глубина шпура, м

Диаметр шпура, мм

42

51

56

75

105

2,2

2

2

1

-

-

2,4

3

2

2

-

-

2,6

3

2

2

1

-

2,8

4

3

2

2

-

3,0

-

3

3

2

-

3,2

-

4

4

2

-

3,4

-

-

4

2

1

3,6

-

-

4

3

2

3,8

-

-

-

3

2

4,0

-

-

-

3

2

4,2

-

-

-

4

2

4,5

-

-

-

4

2

Примечание. Область рационального применения указанных диаметров незаряжаемых шпуров (скважин) ограничена сплошными линиями.

При глубине шпуров более 2,0 м применять прямые врубы с компенсационными (незаряженными) шпурами или скважинами. Число незаряжаемых шпуров (скважин) принимать по табл. 30.

Значения линий наименьшего сопротивления (ЛНС) для отбойных шпуров диаметром 42 мм с учетом крепости пород и типа ВВ рекомендуется принимать по табл. 31, а рациональное расстояние между оконтуривающими шпурами при обычном и контурном методах проходки - по табл. 32.

Таблица 31

Линии наименьшего сопротивления (ЛНС) для отбойки шпуров диаметром 42 мм

Тип ВВ

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

6-8

8-10

10-12

12-14

14-16

16-18

Гранулит АС-8

0,93

0,82

0,74

0,68

0,64

0,60

Аммонит 6ЖВ.

0,93

0,82

0,74

0,68

0,64

0,60

Аммонал

1,07

0,95

0,85

0,79

0,74

0,69

Детонит М

1,20

1,06

0,95

0,88

0,83

0,77

Скальный аммонал № 3

1,13

1,16

1,04

0,96

0,91

0,84

При применении шпуров другого диаметра данные табл. 30 и 31 умножать на поправочный коэффициент k , определяемый по формуле

                                                                                                (18)

где п = 0,5-1,0.

Меньшие значения п принимать для крепких, монолитных пород (f ≥ 15), большие - для пород средней крепости и слабых (f < 15).

3.10.2. Метод скважинных зарядов

Бурение скважин

3.10.2.1. Рациональные способ бурения и диаметр скважин, а также типоразмер и конструкцию самоходного бурового станка (число и тип буровых машин, привод ходовой тележки, длину буровых штанг и т.д.) выбирать исходя из физико-механических свойств пород, системы разработки, глубины и направления бурения, минимального сечения буровой выработки, объема бурения скважин и обосновывать сравнительным технико-экономическим расчетом.

Таблица 32

Рациональное расстояние между оконтуривающими шнурами, м

Тип ВВ

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

10-12

12-14

14-16

16-18

Гранулит АС-8

0,70-0,65

0,90-0,35

0,65-0,60

0,95-0,80

0,60-0,55

0,80-0,75

0,55-0,50

0,75-0,70

Аммонит 6ЖВ

0,70-0,65

0,90-0,85

0,65-0,60

0,85-0,80

0.60-0,55

0,80-0,75

0,55-0.50

0,75-0,70

Аммонал

.0,75-0,70

0,95-0,90

0,70-0,65

0,90-0,85

0,65-0,60

0,85-0,80

0,60-0,55

0,80-0,85

Граммонит 79/21

0,80-0,75

1,00-0,95

0,75-0,70

0,95-0,90

0,70-0,65

0,80-0,85

0,65-0,60

0,85-0,80

Детонит М

0,85-0.80

1,05-1,00

0,80-0,75

1,00-0,95

0,75-0,70

0,95-0,90

0,70-0,65

0,90-0,85

Скальный аммонал 3

0,90-0,85

1,10-1,05

0,85-0,80

1,05-1,00

0,80-0,75

1,00-0,95

0,75-0,70

0,95-0,90

Примечание. Числитель - при контурном взрывании; знаменатель - при обычном взрывании.

Самоходные буровые станки, оснащенные мощными перфораторами массой 100-120 кг, применять для вращательно-ударного бурения скважин диаметром 51-85 мм, глубиной не более 50 м.

При выборе самоходных буровых станков, определении их производительности и уровня использования во времени руководствоваться разделом 3.11 и приложением 2 настоящих норм.

3.10.2.2. Колонковые перфораторы применять для бурения скважин диаметром 52-85 мм, глубиной не более 25 м.

Производительность колонковых перфораторов при глубине скважин не более 15 м, диаметре скважин 60 мм и давлении сжатого воздуха 0,6 МПа в зависимости от коэффициента крепости пород принимать по ЕНВиВр и данным табл. 33.

Таблица 33

Производительность колонковых перфораторов

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

Производительность за семичасовую смену, не менее, м

4-6

45

7-9

38

10-14

21

15-18

14

19-20

10

При отклонении от указанных условий производительность перфораторов определять о применением поправочных коэффициентов. Поправочные коэффициенты принимать по табл. 24, 34 и 35.

Таблица 34

Коэффициент изменения производительности перфораторов в зависимости от диаметра скважин

Диаметр скважин, мм

Коэффициент

52

1,3

60

1,0

75

0,75

85

0,6

Таблица 35

Коэффициент изменения производительности перфораторов в зависимости от глубины скважины

Глубина скважин, м

Коэффициент

0-10

1,2

10-15

1,0

15-20

0,8

20-25

0,7

Расход буровой стали марки 55С-2 при штанговом бурении принимать по табл. 36.

Нормы расхода высоколегированных марок стали 28ХГНЗМ, 80ХГСА и др. принимать в пределах 0,4-0,6 указанных в табл. 36.

Таблица 36

Расход буровой стали марки 55С-2 при штанговом бурении в зависимости от крепости пород

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

Расход буровой стали 55С-2, кг на 1000 м скважин

4-6

167

7-9

210

10-14

305

14-18

460

19-20

650

3.10.2.3. Для бурения скважин глубиной не более 12 м и диаметром 46-60 мм можно применять телескопные перфораторы.

Производительность телескопных перфораторов указанной глубины скважин и давление сжатого воздуха 0,6 МПа в зависимости от крепости пород и диаметра скважин принимать по ЕНВР и данным табл. 37.

Таблица 37

Производительность телескопных перфораторов за семичасовую смену, м

Диаметр скважин, мм

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

4-6

7-9

10-14

15-18

10-20

46

70

52

36

28

24

52

57

45

30

22

16

56

53

41

27

20

15

60

49

38

24

18

14

Примечание. При глубине скважин до 6 м вводить поправочный коэффициент 1,25.

3.10.2.4. Станки ударно-вращательного бурения с погружными пневмоударниками (переносные и самоходные) применять для бурения скважин диаметром 95-150 мм и глубиной до 50 м.

Производительность станков ударно-вращательного бурения при глубине бурения не более 40 м, угле наклона скважины к горизонту от 0 до ±60°, диаметре скважин 95-105 мм и давлении сжатого воздуха в забое 0,6 МПа в зависимости от коэффициента крепости пород принимать по ЕНВР и данным табл. 38.

Таблица 38

Производительность станков ударно-вращательного бурения в зависимости от крепости горных пород

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

Производительность за семичасовую смену, м

4-6

40

7-9

26

10-14

14

15-18

8

19-20

5

При глубине бурения более 40 м вводить коэффициент 0,9.

При угле наклона скважин в пределах от ± 60° до ± 90° к горизонту принимать коэффициент 0,8.

При давлении сжатого воздуха, отличающимся от указанного, принимать коэффициенты по табл. 24 .

3.10.2.5. Станки шарошечного бурения применять для бурения взрывных скважин диаметром 97-190 мм и глубиной не более 50 м.

3.10.2.6. Станки вращательно-ударного бурения применять для бурения взрывных скважин диаметром 52-65 мм и глубиной не более 35 м.

3.10.2.7. Расход буровых долот для условий проектируемого рудника определять с учетом технически обоснованных норм расхода твердых сплавов, рассчитанных по "Методике определения удельных норм расхода твердых сплавов и шарошечных долот на горнорудных предприятиях цветной металлургии", утвержденной Минцветметом СССР

Стойкость буровых долот, армированных твердым сплавом, можно принимать в соответствии с данными табл. 39.

Таблица 39

Стойкость буровых долот, м

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьянонова

На одну заточку

Общая

6

16

80

7-9

11

55

10-12

8

40

13-15

6

30

16-18

4

26

19-20

2

14

3.10.2.8. Стойкость буровых штанг принимать по табл. 40.

Таблица 40

Стойкость буровых штанг, м

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

Диаметр скважин, мм

50-60

60-70

105

145

4-8

240-290

75-90

300-360

120-150

8-12

190-240

60-75

240-300

100-120

12-16

130-190

40-60

160-240

65-100

16-20

30-130

15-40

100-160

40-65

Износостойкость погружных пневмоударников определять по табл. 41.

Таблица 41

Износостойкость погружных пневмоударников в зависимости от диаметра и крепости пород, м

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

Диаметр скважин, мм

105

125

150

4-8

480-560

1300-1500

530-620

8-12

400-480

1000-1300

440-530

12-16

330-400

900-1000

360-440

16-20

250-330

670-900

275-360

3.10.2.9. Для восстановления бурового инструмента необходимо предусматривать строительство на рудниках специализированного участка, оснащенного современным технологическим оборудованием.

Расчет параметров БВР

3.10.2.10. Линию наименьшего сопротивления веера скважин (W) определять по формуле

                                                                                    (19)

где Р - масса ВВ в 1 м скважины, кг/м;

g0 - удельный расход ВВ на отбойку, кг/т;

γ - плотность руды, т/м3;

m - коэффициент сближения скважин.

                                                                                 (20)

где d - диаметр скважины, м;

ρ - плотность заряжания, кг/м3.

Коэффициент сближения скважин (т ) в зависимости от условий взрывания принимать равный 0,8-2,0.

Плотность заряжания (ρ) принимать равной:

при патронированном заряжании - 800-1000 кг/м3;

при пневматическом заряжании гранулированными ВВ - 1000-1150 кг/м3.

Удельный расход ВВ на отбойку (g0 ) определять по формуле

                                                 (21)

где gв, - минимальный расход ВВ на вторичное дробление, кг/т;

Kf, K у Kc, Kd- коэффициенты изменения удельного расхода ВВ на отбойку в зависимости от крепости руды, плотности руды, размера кондиционного куска, диаметра скважин соответственно.

Удельный расход ВВ на вторичное дробление принимать в зависимости от диаметра скважин:

d = 125-150 мм

gв = 0,120-0,150 кг/т

d = 100-125 мм кг/т

gв = 0,080-0,120

d = 50-75 мм

gв = 0,040-0,050 кг/т

Коэффициент относительной работоспособности ВВ (l) принимать по табл. 28.

Значения коэффициентов kf, k у, kc, kd определять из выражений

где f γ,c d - соответственно фактические значения крепости и плотности руды, размера кондиционного куска, диаметра скважин для конкретных горнотехнических условий отбойки;

n = 0,33 - 0,50, меньшие значения принимать для диаметра скважин не более 75 мм.

Расстояние между концами скважин в веере

a=m∙W M,                                                                                                (22)

Общий расход ВВ (Q ) на отбойку объема руда V определять по формуле

Q=g0×V кг,                                                                                                (23)

V=W·H×M  м3,                                                                                           (24)

где W - расчетная ЛНС, м;

H - высота отбиваемого слоя, м;

М - ширина отбиваемого слоя, м.

Выход руды с 1 м скважины при веерной отбойке определять о формуле

                                                                                (25)

Общий объем бурения скважин (L) на отбойку объема руды определять по формуле

                                                                                                (26)

3.10.3. Выбор типа ВВ, средств механизации их доставки и заряжания шпуров и скважин

3.10.3.1. Тип ВВ для заряжания шпуров и скважин выбирать в зависимости от физико-механических свойств горных пород и горнотехнических условий взрывания, руководствуясь перечнем ВВ, утвержденным Госгортехнадзором СССР.

Для заряжания скважин применять гранулированные ВВ, допущенные Госгортехнадзором СССР к постоянному применению.

3.10.3.2. Доставку ВВ осуществлять специальным самоходным или рельсовым транспортом, оборудованным в соответствии с ЕПБ при взрывных работах и допущенным для этих целей Госгортехнадзором СССР.

ВВ доставлять россыпью в бункерах зарядно-доставочных машин или в специальных контейнерах, а также в заводской таре специальными прицепными или самоходными платформами.

При разовом объеме заряжания ВВ, превышающем объем бункера зарядно-доставочной машины, применять специальные самоходные транспортные машины или прицепные платформы, а также автомобили, оборудованные в соответствии с ЕПБ при взрывных работах.

Средства инициирования по безрельсовым выработкам следует доставлять в специально оборудованных отсеках зарядно-доставочных или транспортных машин.

3.10.3.3. Машины для механизированного заряжания скважин выбирать в зависимости от горнотехнических условий, принятой технологии буровзрывных работ, объема заряжания, схем комплексной механизации, руководствуясь утвержденным типоразмерным рядом или ГОСТом.

Для пневматического заряжания шпуров и скважин применять самоходные прицепные, переносные или ранцевые зарядные устройства нагнетательного, эжекторного комбинированного (камерно-эжекторного) типа цикличного или непрерывного действия, допущенные к постоянному применению Госгортехнадзором СССР (приложение 3).

3.10.3.4. Производительность заряжания шпуров патронированными ВВ за 7-часовую смену при огневом способе взрывания принимать по ЕНВиВр и данным табл. 42.

При электровзрывании шпуров данные табл. 42 умножать на коэффициент 1,2.

3.10.3.5. Число зарядно-доставочных машин определять исходя из количества и местоположения забоев, объема заряжания и производительности машин по формуле

 шт.                                                                                       (27)

где Q- количество расходуемого ВВ, кг;

Рз - производительность зарядной машины, кг/мин;

tз - время, отведенное на заряжание в течение суток, мин.

Таблица 42

Производительность заряжания шпуров патронированными ВВ, чел.-ч на 10 м шпура

Глубина шпуров, м

Число шпуров в комплекте, шт.

Не более 12

13-17

18-22

23-27

28-32

Свыше 32

0,75-1,25

0,97

0,84

0,78

0,74

0,71

0,7

1,26-1,74

0,8

0,71

0,67

0,64

0,63

0,62

1,75-2,25

0,69

0,63

0,6

0,57

0,55

0,54

2,26-2,74

0,62

0,57

0,55

0,53

0,51

0,5

2,75-3,25

0,56

0,54

0,5

0,49

0,48

0,47

Примечание. Приведенные нормы учитывают доставку ВВ на расстояние не более 400 м.

3.10.3.6. Хранение, профилактическое обслуживание и ремонт зарядных машин следует производить в специальных камерах (гаражах), обеспеченных освещением, вентиляцией, сжатым воздухом, электроэнергией, оборудованных подъемными механизмами, стеллажами для хранения зарядчиков, шлангов, насадок, инструмента. Расположение, размеры и оборудование камеры определять проектом. Исходные данные для проектирования камер выдает организация - разработчик зарядной машины.

3.10.3.7. Заряжание скважин при системах разработки с массовым обрушением руды производят из специальных камер, оборудованных для размещения зарядных машин, ВВ и обслуживающего персонала. Расположение, размеры и оборудование камеры определять проектом.

3.10.4. Показатели буровзрывных работ

3.10.4.1. При проходке горных выработок нормативный показатель коэффициента использования шпуров принимать равным 0,8.

3.10.4.2. Максимально допустимый размер кусков полезного ископаемого на рудниках, не применяющих подземное дробление, принимать равным; 350-400 мм, на применяющих подземное дробление, - 700-1000 мм.

3.10.4.3. Допустимые переборы горных пород за проектным контуром выработки регламентируются СНиП 3.02.03.

Метод шпуровых зарядов

3.10.4.4. Удельный расход эталонного ВВ (аммонит 6ЖB) при глубине шпуров не более 2 м в проходческих забоях с одной обнаженной плоскостью сечением 5,1-6,5 м2 принимать по табл. 43.

Таблица 43

Удельный расход эталонного ВВ при проходке выработок

Коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова

Удельный расход ВВ на отбойку горной массы, кг/м3

20-19

3,8

18-16

3,5

14-13

3,0

12-11 -

2,6

10-9

2,4

8-7

2,0

6-4

1,2

Менее 4

0,9

При определении удельного расхода других ВВ данные табл. 38 умножать на величину коэффициента относительной работоспособности ВВ (см. табл. 21).

Для забоев иного сечения расход ВВ определять с учетом поправочных коэффициентов, приведенных в табл. 44.

Таблица 44

Поправочные коэффициенты для выработок различного сечения

Сечение выработок, м

Поправочный коэффициент

2,5-5,0

1,3

5,1-6,5

1,0

6,6-10

0,85

10,1-15

0,8

Свыше 15,1

0,75

3,10.4.5. Выход горной массы с 1 шпурометра на очистных и проходческих работах определять в зависимости от принятого паспорта буровзрывных работ.

3.10.4.6. Расход шпурометров на 1 м3 горной массы в проходческих забоях с одной обнаженной плоскостью сечением 5,1-6,5 м принимать по табл. 45 (для ВВ аммонит 6ЖВ).

Таблица 45

Удельный расход шпурометров с учетом крепости пород и диаметра шпуров при проходке выработок

Коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова

Диаметр шпура, мм

32

36

43

46

20-19

7,0

5,9

4,7

4,2

18-15

6,7

5,6

4,5

4,1

14-13

6,4

5,4

4,3

3,9

I2-11

6,1

5,1

4,1

3,7

I0-9

5,7

4,7

3,8

3,4

8-7

5.1

4,3

3,4

3,1

6-4

4,8

4,0

3,2

2,9

Менее 4

3,9

3,2

2,6

2,8

При использовании других типов ВВ данные табл. 45 умножать на поправочные коэффициенты (см. табл. 28).

Для забоев иного сечения данные табл. 45 умножать на поправочные коэффициенты (см. табл. 44).

3.10.4.7. Удельный расход эталонного ВВ (аммонит 6ЖВ) в очистных забоях с двумя обнаженными плоскостями при выемочной мощности 2,5-3,5 м принимать по табл. 46.

Таблица 46

Удельный расход эталонного ВВ при очистной выемке руды

Коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодъяконова

Удельный расход ВВ на отбойку рудной массы, кг/м3

20-19

2,0

18-15

1,6

14-13

1,2

12-11

1,0

10-9

0,9

8-7

0,8

6-4

0,6

Менее 4

0,5

Для других типов ВВ данные табл. 46 умножать на поправочные коэффициенты (см. табл. 28).

В очистных забоях с другой выемочной мощностью расход ВВ определять с учетом поправочных коэффициентов, приведенных в табл. 47.

Таблица 47

Поправочные коэффициенты к расходу ВВ при различной выемочной мощности

Выемочная мощность, м

Поправочный коэффициент

Менее 2,5

1,5

2,5-3,5

1,0

3,6-5

0,85

Более 5

0,80

Расход ВВ при трех обнаженных плоскостях определять с поправочным коэффициентом 0,65.

3.10.4.8. Расход шпурометров на 1 м3 горной массы в очистных забоях с двумя обнаженными плоскостями при выемочной мощности 2,5-3,5 м приведен в табл. 48 (для аммонита 6ЖВ).

Таблица 48

Удельный расход шпурометров с учетом крепости пород и диаметра шпуров при очистной выемке

Коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова

Диаметр шпура, мм.

32

40

43

46

52

20-19

3,6

2,8

2,5

2,2

1,4

18-15

2,9

2,2

2,0

1,8

1,2

14-13

2,4

1,8

1,6

1,4

1,0

I2-II

2,0

1,5

1,3

1,1

0,8

10-9

1,6

1,2

1,0

0,9

0,6

8-7

1,2

0,9

0,8

0,7

0,5

6-4

1,0

0,7

0,6

0,5

0,4

Менее 4

0,9

0,6

0,5

0,4

0,3

Для рудных тел с другой выемочной мощностью расход шпурометров определять с учетом поправочных коэффициентов (см. табл. 47).

При трех обнаженных плоскостях данные табл. 48 умножать на поправочный коэффициент 0,65.

При использовании других типов ВВ данные табл. 48 умножать на поправочный коэффициент (см. табл. 28).

Метод скважинных зарядов

3.10.4.9. Удельный расход эталонного ВВ (аммонит 6ЖВ) для зарядов нормального дробления принимать по табл. 49.

При использовании других ВВ данные табл. 49 умножать на поправочный коэффициент (см. табл. 28).

Таблица 49

Удельный расход эталонного ВВ (g) с учетом крепости пород

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова

g , кг/м3

20-19

1,6

18-15

1,3

14-13

1,1

12-И

0,9

10-9

0,8

8-7

0,6

Менее 4

0,3

3.10.4.10. Выход горной массы с 1 м скважин определять по принятому паспорту буровзрывных работ.

3.10.5. Вторичное дробление

3.10.5.1. Вторичное дробление предусматривать механическим, электрофизическим, взрывным и другими методами.

3.10.5.2. С целью обеспечения максимально возможного использования самоходного погрузочно-доставочного оборудования предпочтение отдавать механическому способу разрушения негабарита пневматическими и гидравлическими бутобоями с энергией удара 600-2300 Дж: в очистных забоях и во временно остановленном забое, куда предварительно свозят негабаритную руду, применять самоходные бутобои на пневмоколесном или гусеничном ходу; на грохотных решетках капитальных рудоспусков (разгрузочных камер) - стационарные бутобои, состоящие из пневмо- или гидромолота и гидрострелы.

3.10.5.3. При проектировании механического и электрофизического способов дробления негабарита необходимо руководствоваться инструкциями по эксплуатации соответствующих агрегатов и установок, согласованных с Госгортехнадзором СССР.

3.10.5.4. При дроблении негабарита накладными и шпуровыми зарядами ВВ удельный расход его (аммонит 6ЖВ) на вторичное дробление принимать по данным табл. 50.

Таблица 50

Удельный расход ВВ на вторичное дробление, кг/м3

Коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова

При средней длине ребра кусков, м

0,5

0,7

Заряды в шпурах

20-14

0,65

0,32

12-8

0,58

0,29

7-6

0,50

0,27

5-3

0,38

0,20

Заряды накладные

20-14

2,0

2,1

12-8

1,8

1,85

7-6

1,6

1,65

5-3

1,4

1,45

3.11. Погрузка и доставка руды

Способ и средства механизации погрузки и доставки руды выбирать в зависимости от горнотехнических условий, выбранной системы разработки и обосновывать расчетом.

При выборе оборудования для погрузки и доставки, руды его производительность увязывать с производительностью участка, панели, блока или камеры.

Выбор способа доставки руды из очистных забоев при площадном выпуске обосновывать проектом, пользуясь указаниями табл. 51.

Таблица 51

Способ доставки руды при площадном выпуске

Длина доставки, м

Объем доставки запасов на 1 механизм, тыс. т

Не более 20

20-30 и более

Не более 60

Скреперные установки

Питатели и конвейеры

Более 60

Самоходное погрузочное и доставочное оборудование

Способ погрузки и доставки, руды при торцевом выпуске обосновывать проектом, ориентируясь в основном на применение самоходного оборудования и вибропитателей в комплексе с конвейерами.

3.11.1. Самоходное оборудование для погрузки и доставки руды

3.11.1.1. Самоходное оборудование на погрузке и доставке руды в различных горнотехнических условиях предусматривать в соответствии с рекомендациями раздела 3.9 и приложения 4.

Способ погрузки и доставки руды при системах с торцевым выпуском обосновывать проектом, ориентируясь в основном на погрузочно-транспортные машины с ковшом вместимостью 1,5-6 м3.

Для обеспечения безопасных условий труда на выпуске руды, при выемке целиков, а также на зачистке почвы камер при системах с закладкой следует применять ковшовые погрузочно-транспортные машины с дистанционным управлением на расстоянии до 100 м.

3.11.1.2. Оптимальное расстояние доставки определять в зависимости от грузоподъемности машин, скорости движения, сложности схемы доставки, типа погрузочных средств и обосновывать технико-экономическим расчетом.

При расстоянии доставки, превышающем оптимальное для выбранного типоразмера ковшовой ПТМ по возможному сечению выработки, более рационально использовать комплексы, состоящие из ПТМ с ковшом вместимостью 1,5-4 м3 и автосамосвалов соответствующей грузоподъемности.

3.11.1.3. Параметры выработок, в которых эксплуатируют самоходное оборудование, следует принимать в соответствии с "Инструкцией по безопасному применению самоходного (нерельсового) оборудования в подземных рудниках" и 386 ПТЭ рудников, приисков и шахт.

3.11.1.4. При использовании погрузочных или погрузочно-транспортных машин для выпуска больших объемов руды из очистного пространства можно применять бетонное покрытие с армировкой рельсами почвы погрузочных заездов с целью увеличения глубины внедрения рабочего органа в рудную массу, увеличения активного сечения выпускных выработок и снижения частоты зависаний руды. Целесообразность такого покрытия для конкретных условий обосновывать проектом.

3.11.1.5. Погрузка руды в погрузочных камерах в самоходные транспортные машины осуществлять секторными, цепными и другими люковыми устройствами или самоходными погрузочными и погрузочно-транспортными машинами, конвейерами и вибропитателями.

Загрузочное устройство (питатели, люки, бункер-перегружатели и т.д.) должно возвышаться над уровнем кузова автосамосвала не менее чем на 0,5-0,7 м.

Ширину питателя загрузочного устройства следует рассчитывать на 1,2-1,5 м меньше ширины кузова транспортной машины во избежание рассыпания груза.

Величина коэффициента наполнения кузова не должна превышать 0,92-0,96.

3.11.1.6. Конструкция разгрузочной камеры рудоспусков (породоспусков) должна исключать возможность падения транспортных машин в приемное отверстие рудоспуска. Для исключения падения в рудоспуск людей и пылеобразования необходимы специальные устройства.

Подводящие выработки должны иметь уклон в сторону транспортной выработки. Почву заезда к капитальному рудоспуску для эффективной зачистки от просыпи руды бульдозером или ковшовыми погрузочно-транспортными машинами следует бетонировать.

Разгрузочную камеру следует оснащать мощными светильниками, средствами орошения и пылеподавления.

3.11.1.7. Размеры камер определять исходя из габаритов оборудования и самоходных машин с учетом прочих устройств (механизмов вторичного дробления, аспирационно-обеспыливающих, монтажных механизмов и т.д.) и в соответствии с действующими нормативными документами.

3.11.2. Скреперную доставку руды в очистном пространстве применять при угле наклона почвы скреперной выработки до 35º

Конструкция и размеры выпускных и скреперных выработок должны обеспечивать свободное истечение руды из выпускной выработки с минимальным числом зависаний и иметь достаточный проход для движения скрепера и людей.

Зазор между скрепером и стенкой выработки должен быть менее размера кондиционного куска руды.

Длина доставки скреперными установками в очистном пространстве не должна превышать 30 м. При вторичном скреперовании это расстояние может быть увеличено до 60 м.

Скреперные штреки располагать в кровле откаточных выработок при безлюковой погрузке в вагоны или выше откаточного горизонта не менее чем на 6 м от кровли откаточной выработки при погрузке в рудоспуск.

Для сокращения числа зависаний использовать вибропобудители и пневмоимпульсные устройства.

На маломощных участках пологих и наклонных залежей целесообразно использовать передвижные скреперные лебедки.

Скреперные лебедки, скреперы, скреперные блоки и канаты принимать по действующим ГОСТам.

Вместимость скрепера, диаметры канатов и диаметр блоков принимать соответственно мощности скреперной лебедки по табл. 52.

Таблица 52

Основные параметры скреперных установок

Мощность скреперной лебедки, кВт

Вместимость скрепера, м3

Диаметр каната, мм

Диаметр блока, мм

грузовой ветви

холостой ветви

17

0,25-0,4

16

14

200-250

30

0,4-0,6

18

16

250-300

55

0,6-1,0

22,5

20

300-400

100

1,0-1,6

27,5

25

400

Средний расход материалов на скреперование принимать по установленным нормативам, а при отсутствии таковых - по данным табл. 53 и 54.

Таблица 53

Расход канатов на 1000 т руды в зависимости от типа и вместимости скрепера, кг

Тип скрепера

Вместимость скрепера, м3

0,25

0,4

0,6

1,0

1,6

Гребковый

 

 

Сварной

72

60,0

39,0

21,6

14,4

Литой

35

29,0

18,9

10,5

7,0

Шарнирный

 

 

Сварной

40

33,0

21,9

12,0

8,0

Литой

22

18,4

11,9

6,6

4,4

3.11.3. Вибрационные механизмы для погрузки и доставки

3.11.3.1. В зависимости от запасов руды на одну выпускную выработку предусматривать следующие стационарные установки: при 5-10 тыс. т - вибропобудители и виброленты; при 10-20 тыс. т - виброплощадки и вибропитатели; не менее 20 тыс. т - вибропитатели в комплексе с конвейерами.

Таблица 54

Расход стали в зависимости от типа и вместимости скрепера на 1000 т доставляемой руды, кг

Тип скрепера

Вместимость скрепера, м3

0,25

0,4

0,6

1,0

1,6

Гребковый

 

 

 

 

 

Сварной

56,0

46,5