Повышение эффективности разработки Коробковского месторождения

Страницы: 1 2 3

В Е Н Т И Л Я Ц И Я

4.1. Общие сведения.

На шахте им. Губкина в северном расположении шахтного поля пройден новый вентиляционный ствол №6 и предложен нагнетающий способ проветривания. Подача свежего воздуха в шахту осуществляется по стволу №6, загрязненный воздух выдается через скиповой ствол №3. На поверхности над вентиляционным стволом сооружается надшахтные здания с воздухозаборной трубой высотой 40-65 м. В надшахтных зданиях устанавливаются калориферные установки, расходующие 19,5-24,7 Гкалл тепла в час для подогрева в зимний период поступающего в шахту воздуха до температуры -2°С.

Проектом отработки предусмотрена фланговая схема проветривания горных работ. Способ проветривания – нагнетательный.

Главная вентиляционная установка ствола №5 оборудована 2 вентиляторами ВЦЦ-47У с номинальной производительностью 300 м^З/сек и депрессией 650 кгс/м². Мощность электродвигателей 1600 кВт каждого, частота вращения 500 об/мин. Вентиляторная  установка ствола №3 оборудована вентилятором ВЦО-ЗДМ, с номинальной производительностью 164 м^З/сек и депрессией до 490 мм вод. столба, мощность электродвигателя 1000 кВт, число оборотов 500 об/мин и вторым вентилятором ВЦ-31,5 с номинальной производительностью 160 м^З/сек и депрессией до 500 мм. вод. столба. Мощность электродвигателя 1250 кВт, число оборотов 600 об/мин.

Проветривание горных работ Юго-Восточной и Сретенской залежей гор.-71 м -125 м осуществляется за счёт свежего воздуха, поступающего по стволу №6. Исходящая струя из горных выработок Юго-Восточной залежи гор. – 71 м, -125 м и Сретенской залежи гор. -125 м выдается по стволу №3 на поверхность.

Очистные работы проветриваются за счет общешахтной депрессии,

исходящая струя направляется по вентиляционным сбойкам,вентиляционным восстающим выдается на гор. -71 м и далее по горным выработкам к вентиляционным стволам на поверхность.

Выработки буровых работ, склад ВМ, пункт приготовления ВВ, подстанции, депо, насосные камеры проветриваются за счет общешахтной депрессии.

Тупиковые забои подготовительных и нарезных выработок проветриваются нагнетательным способом с помощью вентиляторов местного проветривания — СВМО-6; ВОЭ-5; ВМЭ-6.

В аспирационном узле ствола ДПК №3 установлен вентилятор Ц4-70 №10.

Распределение воздуха по горным выработкам производится за счет общешахтной депрессии и с помощью вентиляционных регулирующих устройств.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ приведен ниже.

Общее количество воздуха необходимого для проветривания с учетом коэффициента потерь, предусмотренного «Нормами технологического проектирования» составляет 210,66 м^З/сек.

4.2. Расчёт расхода воздуха для вентиляции шахты.

Расчёт по наибольшему числу людей, одновременно работающих в шахте:

,  (4.2.1)

где, N_чел. – 100 чел. – количество людей, одновременно работающих в шахте;

6 м³/мин — норма подачи воздуха на одного человека; к₃ = 1,45 коэффициент запаса воздуха.

Расчёт расхода воздуха по фактору расхода ВВ принимаем для отбойки камеры при ее максимальном выпуске:

= 7552 м³/мин = 126 м³/с , (4.2.2)

где, 1_вв = 0,04 м³/кг – газовость ВВ;

k₃ = 1,45 – коэффициент запаса воздуха;

В = 5000 кг – количество одновременно взрываемого ВВ;

Т = 8 часов или 480 мин. продолжительность проветривания выработки                после взрыва;

30

с_д = 0,008 % — максимально допустимая концентрация газа в общей исходящей струе шахты.

Расход воздуха для нижнего и верхнего горизонта, определяется по факту расхода ВВ на отбойку.

= 7552 м³/мин = 126 м³/с

В отбойке руды одновременно принимают участие 2 камеры. Следовательно, расход воздуха на горизонтах будет равен:

Q = 126 + 126 = 252 м³/с

Принимаем общешахтный расход воздуха равным Q = 252 м³/с, с учётом утечек воздуха окончательно принимаем Q = 300 м³/с.   (4.2.3)

где, К_ф— коэффициент формы: для сечения круглой формы К_ф = 3,54; для

сечения сводчатой формы К_ф= 3,83; для трапециевидной К_ф = 4,15;

S – сечение выработки, м²;

— коэффициент аэродинамического сопротивления Н ∙ с² / м⁴.

Получили то, что депрессия верхнего горизонта h_вг = 1950,4 Па,

депрессия нижнего горизонта h_нг = 1959,4 Па.

Рассчитаем сопротивление регулятора:

R_рег = (h_н.г. – h_в.х.) / Q² = 0,0006 Н·с²/м⁴                        (4.2.4)

         Депрессию воздухонагревателя принимаем равным 190 Па.

Общешахтная депрессия с учётом утечек и депрессией воздухонагревателя:

= 2653,6 Па       (4.2.5)

Установленным параметром соответствует характеристики вентилятора ВОД-50, техническая характеристика шахтного центробежного вентилятора главного проветривания, регулируемого поворотом лопаток направляющих аппаратов.

1. Диаметр рабочего колеса, мм …………………………………………….. 5000
2. Частота вращения, мин^-1 ……………………………………………………300
3. Диапазон в зоне промышленного использования подачи, м³/с ……..104-580
4. Статическое давление ……………………………………………….2800-7500
5. КПД …………………………………………………………………………0,815

Рис.5. Вентиляторная установка главного проветривания.

4.3. Расчёт вентиляции тупиковой выработки.

Проходится орт сечением – 12,5 м², длина выработки – 300 м. Способ проветривания — нагнетательный.

Количество воздуха, по условию нахождения наибольшего количества людей, одновременно работающих в забое:

Q = n  q = 6  4 = 24 м³/мин = 0,4 м³ /с,

где, q = 6 м³/мин – минимальное количество воздуха, необходимое на каждого подземного рабочего.

Расчёт количества воздуха по газовому фактору производится по формуле В.Н. Воронина:

= 190 м³/мин = 3,1 м³/с , (4.3.1)

где, t = 60 мин – продолжительность проветривания выработки после взрыва;

f = 0,8 – коэффициент обводнённости;

S = 12,7 – сечение выработки; L=300m — длина выработки;

К_ут.тр. = 1,14 – коэффициент утечки воздуха в вентиляционном трубопроводе;                   V – объём газов, образующихся при взрывании:

V = 100  B = 100  150 = 15000 л

Расчёт расхода воздуха по минимальной скорости движения воздуха:

Q_m = 60  V_min  S_B = 60  0,25  12,5=187,5 ,

где, V_min = 0,25 м/с – минимально допустимая скорость движения в выработке.

4.4. Выбор вентилятора местного проветривания.

1. Определяем дебит вентилятора:
2. Депрессия гибкого трубопровода составит:

где R_тр — аэродинамическое сопротивление трубопровода:

,(4.4.1)
33

где, L = 1000 м – длина трубопровода; d_w= 0,6 м – диаметр трубопровода;

= 0,0004 Н ∙ — коэффициент аэродинамического сопротивления трения трубопровода;

3. Депрессия ВМП составит:

Рис.6. Схема проветривания тупиковых выработок.

Технические характеристики вентилятора ВМ-12:

1. Частота вращения ………………………………………….….1470 мин^-1
2. Подача ……………………………………………….…………10-32 м³/с
3. КПД …………………………………………………………….…….0,66 4. Мощность двигателя ……………………………………….……110 кВт

 

По результатам расчетам выбираем вентилятор местного проветривания СВМ-6М. Данный вентилятор устанавливается в откаточном штреке.

Г О Р Н О-М Е Х А Н И Ч Е С К А Я Ч А С Т Ь

5.1.Подземный транспорт

В связи с существующими горно-техническими условиями для транспортировки руды целесообразно    применять локомотивный тран­спорт. Это связано с тем, что руда имеет большую насыпную плотность (2,5 т/м³), высокую абразивность. Параметры горно-капитальных выработок позволяют использовать локомотивный транспорт для транспортировки руды.

Исходя из производительности шахты и длины откатки принимаем контактный электровоз 14КР и вагонетку с глухим кузовом ВГ-4,5. Ширина рельсовой колеи 750 м

м. Тип рельсов Р-38.

Выбираем односторонние стрельчатые переводы ПО 733-1/5-20П и крестовины марки 1/5. Минимальный радиус закругления рельсового пути 20 м. Состояние рельсов — сухие, чистые.

Технические характеристики электровоза 14КР:

— длина 4900 мм,

— ширина 1340 мм,

— высота 1550 мм,

— скорость 12,6 км/ч,

— сила тяги 24 Н,

— мощность электродвигателя 25 х 2 кВт.

Технические характеристики вагонетки ВГ-4,5:

— длина 4100 мм,

36

— ширина 1350 мм,

— высота 1550 мм,

— вместимость 4,5 м³,

— диаметр колеса 400 мм.

Параметры электровозной откатки:

вес груженого состава.

Gг. = Р (1000 j / (1,5 Wг. + i + 108 a) — 1),

где   Р — сцепной вес (Р = 140 кН),

j — коэффициент сцепления (j = 0,18),

i — уклон пути (i = 4 % _о),

Wг. — удельное сопротивление движения поезда,  (Wг. = 5 Н/кн),

а — пусковое ускорение (а = 0,03 м/с²).

Gг. = 140 (1000×0,18/(1,5 × 5+4+108 × 0,03)-1) = 156,96 т.

Масса вагонетки ВГ — 4,5 т, Go = 4,2 т, объем кузова Vв. = 4,5 м³.

Число вагонов в составе:

Z = Gг./(Vв.× g +Gо.) = 156,96 / (4,5 × 2,5+4,2) = 10,1.

Принимаем Z=10.

Масса груза в одном вагоне :

G = Vв. × g = 4,5 × 2,5 = 11,25 т.

Длина поезда:

ln = lэ + Z × lв = 4,9 + 10 × 3,950 = 44,4 м.

37

Допустимая скорость груженого поезда:

Vдоп.г. = Ö 0,24× lт (Вт + Wг. — i)

где   lт — длина тормозного пути (lт = 40 м),

Вт — сила торможения.

Вт. = 1000×jР / {Р+Z(Vв.×g+Gо)}=

=1000 × 0,18 × 140 / {140+10 (4,5×2,5+4,2)}= 15Н/кН

Vдоп.г. = Ö 0,24 × 40 (15 + 5 — 4) = 15,3 км/ч.

Время движения груженого состава:

tг. = 60 × Lг. / 0,75 × Vг. = 60 × 1,54/ 0,75 × 15,3 » 8 мин.

Допустимая скорость порожнего поезда:

Vдоп.п. = Ö 0,24 × lт (Вт + W_п -i)

Wп. = 8 Н/кн.

Vдоп.п. = Ö 0,24 × 40 (15 + 8 — 4) = 20,5 км/ч.

Время движения порожнего состава:

tп. = 60 × 1,54 / 0,8 × 20,5 = 5,6 мин.

Время рейса:

tр. = tг. + tп. + q = 8 + 5,6 + 30 = 43,6 мин.

Потребное число рейсов в смену:

nр. = 60 × tсм.  × Кэ. / tр. = 60 × 6 × 0,9/ 43,6 » 6.

Число рейсов 1 электровоза в смену:

nсм. = Кн. × Qсм. / Z × Vв. × g = 1,25 × 3170 / 10 × 4,5 × 2,5 » 36.

38

Число электровозов, необходимых для работы:

N= nсм. / np. = 36/6 = 6.

Принимаем резервное число электровозов Nр. = 1.

Выбираем вспомогательный транспорт. Для перевозки людей выбираем вагонетки пассажирские ВПГ-12 с шестью двухместными сидениями. Для пылевидных материалов выбираем вагонетки с герметически закрывающимся кузовом, пригодные для перевозки взрывчатых  материалов и вяжущих растворов.

Для разгрузки вагонов применяем опрокидыватель круговой с пропуском электровоза ОКЭ-1-4.

5.2.  Эксплуатация транспорта

Поступившие на рудник электровозы и вагонетки подвергаются тщательной проверке, снабжаются инвентарными номерами и регистрируются в журнале ремонта.

К управлению электровозом допускаются лица, имеющие свидетельство на право управления данным типом электровоза. Перед началом работы проверяется исправность вагонеток и электровоза — наличие масла в редукторах, состояние электрооборудования, работу тормозов и т.д.

В процессе движения электровоз должен находится в голове состава, исключение составляют маневровые операции. Кузова вагонеток необходимо своевременно очищать от налипших частиц горной массы.

Один раз в месяц вагонетки смазывают согласно карте смазки. Объем работ по

39

обслуживанию электровоза производится в соответствии с инструкцией по эксплуатации.  При аварийных повреждениях производят неплановые ремонты.

5.3.Техника безопасности.

Согласно ПБ машинисту электровоза запрещается эксплуатировать неисправный электровоз, покидать его во время движения, самовольно передавать управление электровозом другому лицу, перевозить людей в вагонетках, не приспособленных для этих целей, открывать двери при движении, производить осмотр и ремонт электровоза на стоянках при поднятом токоприемнике.

Для защиты от поражения электрическим током в пассажирских вагонах кузов должен быть заземлен на рельсы через раму и полускаты.

       5.4. Подъем

Главный ствол оборудован двухскиповой подъемной установкой для выдачи руды на поверхность.

Вспомогательный ствол оборудован клетьевой подъемной установкой для подъема — спуска людей, оборудования, материалов.

Подъемная установка для выдачи руды оборудуется  скипами с секторным затвором.  Высота превышения оси над поверхностью  при разгрузке hп. = 20 м, опускание скипа ниже горизонта околоствольного двора при загрузке hо. = 50 м. Глубина ствола 320 м.

Высота подъема:

40

Н = Нств. + hп. + hо. = 320 + 20 + 50 = 390 м.

Часовая производительность подъемной установки:

Ач. = Кр. × Ач. / в × t,  т/ч.

где    Кр. — коэффициент резерва (Кр. = 1,3),

в — число рабочих дней в году,

t — число часов работы в сутки.

Ач. = 1,3 × 2900000 / 305 × 20 = 618 т/ч.

Грузоподъемность скипа:

Qгр. = (4 ÖН + 10 / 3600) × Ач. = (4 Ö390 + 10 / 3600) × 618 = 15,28 т.

Принимаем грузоподъемность скипа 16 т.

Выбираем подъемную машину 2Ц-5 х 2,4.

Технические характеристики подъемной машины 2Ц-5 х 2,4:

— допустимое статическое натяжение каната 280 кН,

— диаметр барабана 5000 мм,

— допустимая скорость подъема 14,0 м/с.

Число подъемов в час:

Nп. = Ач. / Qгр. = 618 / 16 = 38,6.

Время  на 1 подъем:

Тп. = 3600 / Nп. = 3600 / 38,6 = 93,3.

       5.5. Водоотлив

По гидрогеологическим данным рудника нормальный водоприток равен 6580 м³/сут., максимальный — 7200 м³/сут.

Главные водоотливные установки оборудуются центробежными секционными насосами.   должен быть откачен одним насосным агрегатом за 20 ч. его работы в сутки.

Расчетная подача водоотливной установки:

Qр. = Qп. / 20 = 6580 / 20 = 329 м³/час.

Расчет диаметра трубопровода:

d = Ö 4 Qр. / 3600 × p × V ,  м

Определяем скорость движения воды по трубопроводу:

V = 0,54 Ö Qр,  м/с

V = 0,54 Ö 329 = 2,3 м/с,

d = Ö 4 × 329 / 3600 × 3,14 × 2,3 = 0,224  м.

Принимаем трубопровод диаметром 200 мм.

Расчетный напор:

Нр. = Нг. + Rт. Q²,

где Нг. — геодезическая  высота,

Rт. — потери напора на преодоление сопротивления движения и местных потерь.

Rт. = (l h/d + å x i + 1) 1/2g F².

Длина трубопровода:

h = Hm + (120 ¸ 150), м

где (120 ¸ 150) — длина труб в насосной станции.

h = 320 + 130 = 450 м.

å x i = 30

Rт. = (0,03 × 450 / 0,2 + 30 + 1) × 1/{2 × 9,8 × ((3,14 × 0,04)/4)²} = 5093

Определяем геодезическую высоту:

Нг. =  Нв. + Нм. + Нп.,  м

где   Нв.= 3 м — высота всасывания

Нп. = 3 м — превышение труб на поверхности

Нг. = 3 + 320 + 3 = 326 м

Нр. = 326 + 5093 (320/3600)² = 366 м.

Выбираем центробежный многоступенчатый насос

ЦНС-300-1200-600.

С Т Р О И Т Е Л Ь Н А Я Ч А С Т Ь.

6.1.Технологический комплекс на поверхности

В соответствии со СНиП промплощадка рудника располагается в 3,5 км  юго-западнее города Губкина. Местность представляет собой равнину.

Промплощадка разделяется на следующие группы зданий и сооружений: технологические комплексы  главного и вспомогательного стволов, административно-бытовой комбинат, вспомогательные цеха со складскими помещениями.

Так как позволяет рельеф местности,  здания промплощадки объединены в отдельные блоки по функциональному признаку.

Ко всем зданиям существуют подъезды для пожарных машин с одной  стороны при ширине зданий до 18 м и с двух — при большей ширине.

Минимальные расстояния между зданиями составляют 9-18 м.

Оси зданий ориентированы под углом  не более 45° к направлению преобладающих ветров.  Преобладающими являются западные и северо-западные ветра.

Подъездные пути к промплощадке  проложены преимущественно по малоценным в хозяйственном отношении землям.

Расстояние от оси наружных стен зданий до края автодорог  не  менее 12 м. Средняя плотность застройки промплощадки составляет 25%.

Руда, выдаваемая из шахты на поверхность, перегружается в рудные бункера емкостью 9500 м³  с  погрузочным пунктом. Транспортировка руды до обогатительной фабрики производится в вагонах МПС.

6.2.Промплощадка рудника.

        В состав поверхностного комплекса шахты им. Губкина входят:

—    административно-бытовой комплекс (АБК). В АБК располагаются администрация рудника, нарядные горных участков и служб, диспетчерская,  заточная, прачечная, мастерская по ремонту спецодежды, материальный склад, ламповая, противопожарный склад и бытовые помещения;

—       Цех по переработке руды состоит: из участков обогащения №1 и №2 (ранее фабрики №1 и №2).

—         Фабрика №1 – была введена в эксплуатацию в 1952 году одновременно с бывшим рудником им. Губкина на проектную мощность по концентрату 237

44

тыс.т. и агломерату 243 тыс.т.

—         Концентрат участка №1 по концентратопроводу поступает на участок №2 ДОФ, где обезвоживается и в общем потоке поступает на склад.

—      Фабрика №2 – введена в эксплуатацию в 1959 году одновременно с бывшим Южно-Коробковским рудником, проектной производительностью по концентрату 1043 тыс.т. содержанием железа 60%.

—       мастерские: электриков, слесарная, по ремонту двигателей электровозов;

—       бурозаправочная;

—       перфораторная;

—       компрессорная;

—      железнодорожный цех ведет отгрузку концентрата металлургическим заводам и доставку различных грузов;

—       отдел капитального строительства выполняет строительство различных объектов хозспособом, осуществляет кураторский надзор за работами, выполняемыми подрядными организациями;

—      энергетическая служба, ремонтно-строительный цех, цех автотранспорта и строймеханизмов, цех по ремонту горно-обогатительного оборудования и ряд других служб, необходимых для обеспечения нормальной работы комбината.

О Х Р А Н А Н Е Д Р И  О К Р У Ж А Ю Щ Е Й  С Р Е Д Ы

7.1. Общие сведения по безопасности труда на руднике.

Шахта им. Губкина является негазовой, не опасной по выбросам и горным ударам.

Производственные работы на шахте им. Губкина проводятся в полном соответствии с «Едиными правилами безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом».

Все трудящиеся, поступающие в цеха  комбината, проходят медицинское освидетельствование в горбольнице и получают вводный инструктаж по технике безопасности, а рабочие, поступающие на шахту, проходят предварительное обучение ТБ при службе подготовки кадров комбината по специальным программам. Повторный инструктаж рабочим по  ТБ производится один раз в полугодие по программе инструктажа на рабочем месте.

Все работающие на подземных работах, рабочие и лица технического надзора, обеспечиваются индивидуальными средствами защиты установленного образца, соответствующие их профессии и установленным нормам.

На руднике ведется точный учет всех работников, опустившихся в шахту и поднявшихся из нее.  Телефонные аппараты устанавливаются во всех эксплуатационных участках, основных пунктах откатки, у ствола.

Доставка трудящихся на промплощадки цехов производится автобусами. Доставка рабочих в шахте непосредственно на рабочие места осуществляется в специально оборудованных поездах.

Во всех цехах соблюдается питьевой режим. Территории цехов озеленены, промплощадка и автодороги в летнее время поливаются водой, имеются столовая и буфет.

Важным техническим фактором оперативного руководства горными работами являются рудничная сигнализация. Помимо сигнализации,  предназначенной для обеспечения бесперебойной и безаварийной работы оборудования, установлены сигналы. предупреждающие людей об опасности:

— сигналы о пуске машин и механизмов,

— сигналы на подземном транспорте, предупреждающие о начале движения состава и т.д.,

— сигналы об аварии, передаваемые в случае возникновения опасности, угрожающей жизни и здоровью людей.

Шахта имеет три общешахтных запасных выхода  и два запасных выхода между горизонтами.

В состав административно-бытового комбината входят помещения конторские, производственно-вспомогательные, санитарно-бытовые, медицинские.  Здание имеет два эвакуационных выхода.

Во всех основных цехах производится стирка и ремонт спецодежды и спецобуви.

7.2. Опасные и вредные производственные факторы.

При выполнении на шахте производственных работ при отработке камер больших размеров существует возможность травмирования от заколов, зависаний в горных выработках; высокая запыленность и, как следствие, силикозоопасность; опасность поражения электрическим током при нарушении заземления электрооборудования; воздействие производственного шума и вибрации; возникновение травм при дроблении негабарита.

Для сокращения травматизма при ведении горных работ на шахте им. Губкина предусмотрены следующие мероприятия.

7.3. Меры безопасности при ведении горных работ.

Горные работы вести в соответствии с правилами безопасности с составлением на каждую горную выработку паспорта. Особое внимание уделять сборке заколов со стенок и кровли выработок. Бурение производить перфораторами с промывкой, горную массу перед погрузкой орашать.

Забои выработок проветривать вентиляторами местного проветривания. Для обеспечения безопасности и защиты горнорабочих от обрушений применять крепление выработок.

7.4. Меры безопасности при очистной выемке

К работе на выпуске и погрузке горной массы допускать лица, прошедшие обучение по технике безопасности по специальной программе. Важным элементом организации труда является рациональный состав бригады и правильная расстановка рабочих.

Максимальный вес ВВ, одновременно взрываемого при дроблении негабарита без присутствия мастера допускается 4 кг на орту доставки и 8 кг в дучке. Длина ОШ допускается не менее 1 м для безопасного отхода взрывника в укрытие. Особое внимание уделять зависанию негабаритных кусков рудной массы в дучках.

7.5. Меры безопасности при производстве массовых взрывов

Буровзрывные работы ведутся в соответствии с «Едиными правилами безопасности при буровзрывных работах».

На массовые взрывы составляются проекты-распределения в соответствии с типовым проектом и утверждаются  главным инженером комбината.

Для уменьшения сейсмического действия массовых взрывов применяется коротко замедленное взрывание, количество одновременно взрываемых зарядов  и ВВ определяется по рекомендациям НИИКМА.

Взрывную сеть монтируют опытные взрывники под непосредственным руководством лиц технического надзора.

За сутки до взрыва и перед взрывом проверяются вентиляционные установки и устройства. При обнаружении неисправности взрыв не допускается. Спустя 2 часа после взрыва осуществляют отбор проб  воздуха в выработках  и его анализ.  Допуск людей в шахты производится только после проверки отделением ВГСЧ состояния шахтной атмосферы.

7.6. Меры безопасности при локомотивном транспорте

В выработках, не опасных по газу и пыли, допускается применение контактных электровозов в рудничном нормальном исполнении.

Для перевозки людей применяются специальные вагонетки с сидениями,  глухими торцевыми стенками, металлической крышей. Проемы для посадки должны иметь ширину не менее 0,7 м. Скорость движения не должна превышать 18 км/ч. Тормозной путь состава на преобладающем уклоне не должен превышать 40 м, а при перевозке людей 20 м.

К управлению электровозом допускаются лица, имеющие свидетельство на право управления данным типом электровоза.

Перед началом движения проверить исправность токоприемника, переносного кабеля, компрессора. включателей, звукового сигнала, наличие масла в редукторах, работу тормозов. В процессе движения электровоз находится в голове состава, исключение составляют маневровые операции.

Запрещается перевозить людей в вагонетках, которые не предназначены для этих целей.

7.7. Меры безопасности на вертикальном подъеме

Клети, служащие для спуска и подъема людей, должны иметь сплошные металлические открывающиеся крыши и сплошной прочный пол.

Число людей, находящихся в клети, определяется из  расчета 5 человек на 1 м² полезной площади пола.

При  нормальном режиме работы максимальная скорость подъема и спуска людей определяется проектом, но не должна превышать 12 м/с. Расчетное ускорение не должно быть более 1 м/с², замедление — не более 0,75 м/с².

Клети снабжены парашютами, предназначенными для плавного торможения и остановки в случае обрыва подъемных канатов.

Запрещается производить спуск и подъем людей в скипах и грузовых клетях. Запрещается спуск-подъем людей через подъемное отделение стволов. При спуске-подъеме людей в бадьях запрещается стоять или сидеть на краю бадьи, а также находиться в груженой бадье.

7.8. Меры безопасности при эксплуатации электрооборудования

Электротехническое хозяйство всех цехов содержится в соответствии с «Правилами технической эксплуатации электроустановок» и «Правилами техники безопасности при эксплуатации электроустановок потребителей».

Обслуживающий персонал обеспечен защитными средствами — диэлектрические коврики, перчатки, указатели напряжения, контрольно-измерительные приборы и т.д.

В подземных выработках применяются электрические машины, трансформаторы, аппараты и приборы только в рудничном исполнении.

Все главные и вспомогательные выработки, околоствольный двор, забои, подземные мастерские, медпункт освещены светильниками, питающимися от электрической сети. Норма освещенности 8 лк.

Все кабели подвешиваются к бортам выработки, все электрооборудование заземляется. В качестве заземлителей в штрековых сточных канавах применять стальные полосы площадью 0,6 м² и толщиной 3 мм. Для дистанционного управления, сигнализации применяется безопасное напряжение 12-36 В. Общее переходное сопротивление заземляющего устройства не должно превышать 2 Ом.  Сопротивление заземляющего устройства в подземных выработках проверяется раз в квартал.

7.9. Мероприятия по снижению и ликвидации пыли

Предупреждение и снижение пылеобразования осуществляется путем разработки и внедрения машин, работающих на принципе крупного скола и использования струй воды высокого давления, предварительного увлажнения массива. Осаждение пыли, взвешенной в воздухе, производится путем орошения , применения пены. Для разжижения взвешенной в воздухе пыли применяется вентиляция выработанного пространства.

Образование пыли предотвращается путем применения комплекса противопылевых мероприятий. Для  предупреждения пылеобразования при взрывных работах используется внутренняя водяная забойка самозапирающимися полиэтиленовыми ампулами диаметром 38-40 мм длиной 40 см.  При бурении шпуров и скважин основным  способом борьбы с пылью является промывка, осуществляемая путем подачи воды или водных растворов ПАВ в забой или скважину. Для предотвращения поступления пыли в забой при работе перфораторов и самоходных буровых установок используют систему пылемаслоулавливания СПМУ-2. Также для борьбы с пылью применяются электрофильтры и средства индивидуальной защиты (респираторы).

7.10. Мероприятия по снижению и ликвидации шума

Для снижения механического шума применяются детали из нешумящих материалов, вибропоглащающие прокладки и эластичные муфты. При невозможности снижения шума в самих источниках его образования они заключаются в звукопоглащающие кожухи.  В качестве звукопоглащающих материалов используется войлок, асбосиликат, пористая штукатурка, поролон, резина и др.

Для защиты от воздействия высокочастотного шума применяются экраны из фанеры, листового металла, стекла и пластмасс.

Снижение аэродинамического шума осуществляется при помощи присоединительных или встроенных глушителей.

Для снижения шума от работающих компрессоров применяются резонаторные глушители многоступенчатого типа.

Для снижения шума при работе осевых вентиляторов местного проветривания применяются глушители типа ГШ-5.

Для нормальных условий труда используются различные средства индивидуальной защиты (антифоны, беруши, шумовые наушники и шлемы).

7.11. Мероприятия по снижению и ликвидации вибрации

Для снижения местных вибраций применяются специальные виброгасящие рукоятки из эластичного материала, виброгасящие пружинные каретки, исключающие постоянный контакт человека с вибрирующими инструментами, специальные пневмаподдержки.

В целях предупреждения вибрационной болезни у работающих с вибрирующим инструментом по заключению органов санитарного надзора проводить комплекс физиопрофилактических мероприятий.

Для предупреждения распространения вибраций на рабочем месте проводятся технические мероприятия, заключающиеся в устройстве специальных фундаментов и амортизаторов.

Для контроля уровня вибраций применяются виброграф ВР-1, переносной виброметр ВИП-2 и др.

7.12. Мероприятия по снижению и ликвидации пожароопасности

На шахте выполнены противопожарные мероприятия, предотвращающие  возникновение пожаров в горных выработках, а также мероприятия, позволяющие быстро ликвидировать пожары.

Осуществляется еженедельная проверка изоляции проводов и немедленное устранение неисправности в изоляции. измерение сопротивления электрических сетей. Все работающие в шахте обязаны носить с собой самоспасатели. На всех перекрестных пунктах установлены огнетушители и ящики с песком, противопожарная машина находится в околоствольном дворе.

При получении сообщения о пожаре главный инженер немедленно принимает меры, предусмотренные планом ликвидации аварий, совместно с прибытием командиров ВГСЧ уточняет план работы по спасению людей и ликвидации пожара.  В дальнейшем должен быть составлен план ликвидации пожара, предусматривающий способы тушения, количество требующихся материалов и оборудования, а также способы их доставки к  месту работы.

7.13. Освещение рабочих мест и подземных выработок

Нормы освещенности рабочих мест и горных выработок определены соответствующими правилами безопасности.

Для рабочих мест и горных выработок устанавливаются нормы освещенности

10 лк исходя из того, что при этом  не наблюдается утомления рабочих.  В местах, где люди находятся кратковременно, только во время передвижения к месту работы (откаточные выработки, людские  ходки  и т.д.)  минимальный  уровень освещенности составляет 1 лк.

При строительстве подземных сооружений все выработки освещаются лампами с питанием от электрической сети напряжением не более 36 В для сырых выработок, 12 В на передвижных металлических подмостках,  опалубках буровых тележек, не более 127 В для сухих выработок, не более 220 В для законченных сухих выработок при подвеске светильника не ниже 2,5 м. Напряжение всех переносных ламп не более 12 В.

Аварийное освещение смонтировано в стволе, околоствольном дворе, камере главного водоотлива, электрокамерах, складах ВМ, а также в местах пересечения выработок,  тоннелей и выработок большой протяженности.

Для контроля освещенности  рабочих мест и горных выработок применяются объективные люксометры.

Для освещения лампами накаливания от сети применяются светильники РН-60, РН-100, РН-200. Для освещения главных откаточных выработок, погрузочных пунктов, людских ходков, машинных камер применяются люминесцентные светильники типа ДС, БС, ТБ.

7.14. План ликвидации аварий

План ликвидации аварий составляется главным инженером шахты на каждое полугодие, согласовывается с командой ВГСЧ, утверждается главным инженером комбината за 15 дней до начала следующего полугодия.

Ответственность за составление ПЛА несут главный инженер и командир ВГСЧ, с которым согласован этот план.

Оперативная часть плана ликвидации аварий. а также распределение обязанностей между отдельными лицами, участвующими в ликвидации аварий, и порядок их действий должны быть тщательно изучены всем административно-техническим персоналом шахты и командиром и составом  ВГСЧ.

План ликвидации аварий

Позиция: загорание или преждевременный взрыв В.М. во время заряжания, коммутации гор. — 71 м выработки бурового горизонта, гор. — выработки горизонта подсечки.

 

 

 

7.15. Оценка уровня безопасности очистных работ при этажно-камерной системе разработки

Коэффициент частоты травматизма:

К_ч. = 0,0246Н + 0,550М + 1,627f_п + 5,101V_в + 26,584V_вв —

— 0,0213Б — 5,75

 

Коэффициент тяжести травматизма:

К_т.= -0,0091Н — 0,617f_p + 0,121f_п — 0,106V_б + 1,221V_г — 1,267V_в —

— 0,00946Б + 35,26

55

где  Н — глубина разработки, м (Н=320)

М — средняя мощность залежи, м (М=600)

f_р — коэффициент крепости руды (f_р = 18)

f_п — коэффициент крепости породы (f_п =12)

V_б — удельный расход буровых работ, м/тыс.т (V_б = 88,4)

V_г — удельный расход горизонт. нарезных выработок, м/тыс.т                         (V_г = 8,8)

V_в — удельный расход вертикальных нарезных выработок, м/тыс.т (V_в = 4,6)

V_вв — удельный расход взрывчатых веществ на отбойку, кг/т                         (V_вв =0,65)

Б — запасы блока, тыс.т (Б = 890)

К_ч. = 0,0246×320 + 0,550×600 + 1,627×12 + 5,101×4,6 + 26,584×0,65 —               0.0213×890 — 5,75 = 71,6 н.с./чел.-см.

К_т. = — 0,0091×320 — 0,617×18 + 0,121×12 — 0,106×88,4 + 1,221×8,8 —                   1.267×4,6 — 0,00946×890 + 35,26 = 6,4 дн./н.с.

7.16. Экология

Во избежание загрязнения водоемов сбросами сточных вод производится очистка и обеззараживание всей шахтной воды до предельно допустимых концентраций для сброса ее в водоемы рыбохозяйственного водопользования. Значительная часть очищенной шахтной воды используется на технические нужды рудника.

Бытовые и близкие к ним по составу производственные сточные воды с промплощадки и бытовые стоки города в полном объеме перекачиваются в канализационные очистные сооружения, где обеспечивается их полная биологическая очистка и обеззараживание.

При отработке месторождения нарушения ландшафта и деформации поверхности не происходит, так как применяемая на шахте система разработки по технике безопасности, безопасному ведению подземных горных работ и по воздействию взрывов предусматривает оставление охранного целика мощностью 70 м.

На шахте принято решение об извлечении части запасов месторождения, остающейся в поддерживающих целиках.  Отработанные камеры должны заполняться сгущенными текущими хвостами обогащения. Применение закладки должно обеспечить безотходность технологического процесса и его экологическую безопасность, а также способствовать ликвидации пустот.

Учитывая наличие на шахте им. Губкина пустот (ранее отработанные камеры) в объеме 30 млн.м³, все сгущенные текущие хвосты обогащения могут быть размещены в подземных условиях.

На базе действующей шахты отрабатываются параметры закладочных работ в выработанном пространстве и технической возможности этого процесса в камерах больших размеров. «ТЕКО НИИКМА» проведены эксперименты по исследованию свойств тонкомолотых хвостов обогащения Коробковского месторождения,  представленных пульпой с содержанием твердого вещества 5% по массе. Разработана схема сгущения хвостов и технологические схемы их укладки. Подготовлены исходные данные для составления технико-экономического обоснования крупномасштабной подземной отработки кварцитов и проектирования  схемы и технологии приготовления и размещения тонкомолотых хвостов обогащения в подземных камерах больших размеров для безотходного производства на опытном полигоне в промышленных условиях. Расчеты показали технико-экономическую и экологическую эффективность подземного складирования хвостов, которая заключается в удешевлении концентрата при закладке по сравнению со складированием хвостов на поверхности, а также уменьшении засоренности поверхности отходами.

 Т Е Х Н О Л О Г И Ч Е С К А Я С Х Е М А Д О Б Ы Ч И  Р У Д Ы

На шахте им. Губкина применяется этажно-камерная система разработки.

Средства очистной выемки очистного блока:

— буровые станки НКР-100М       — 2 шт,

— зарядная машина 3МБС-2         — 1 шт,

— ВВ граммонит 79/21, гранулит АС-8,

— вибропитатели ВВДР-5              — 2 шт.

Количество очистных блоков, находящихся в одновременной отработке — 6 шт.

Откатка руды производится электровозом 14КР в вагонетках ВГ-4,5.

Количество составов — 7 шт.

В перегрузочном комплексе рудоподъемного ствола разгрузка вагонов производится с помощью кругового опрокидывателя ОКЭ-2-4.

Руда поступает в щековую дробилку ЩД 1200 х 1500. С помощью дозаторного устройства руда загружается в скипы грузоподъемностью 16 т (2 шт.)  и подъемной машиной  2Ц-5 х 2,4 выдается на поверхность.

Разгрузка скипов производится в рудный бункер емкостью 9500 м³. Транспортировка руды до обогатительной фабрики осуществляется по конвеерным галереям.

С П Е Ц И А Л Ь Н А Я Ч А С Т Ь

В результате обогащения железистых кварцитов на комбинате «КМАРуда» ежегодно образуется около 1,88 млн. тонн хвостов обогащения. Процесс закладочных работ заключается в заполнении выработок отходами производства, производства, пустыми породами, хвостами обогатительных фабрик или другими материалами. Известно, что отходы обогащения рассматриваемого горного предприятия содержат кварц и другие мелкодисперсные минералы, являющиеся источниками пыления, что приводит к заболеванию жителей близлежащих населенных пунктов, обеднению состава и снижению качества плодородных почв в районе, засорению водных источников.

Применение закладки дает возможность отработать запас этажа без оставления целиков, обрушения вмещающих пород, обеспечить минимальные потери и разубоживание руды, сохранить ненарушенными налегающие массивы и земную поверхность, отрабатывать возгорающиеся руды, разместить под землей часть отходов производства.

В перспективе на 50 лет при минимальной годовой производительности шахты им. Губкина в 3,2 млн. тонн руды можно ожидать увеличение массы отходов до 94 млн. тонн. В связи с этим возникнет ряд проблем, а именно:

1. Изъятие из оборота значительных площадей плодородных земель в одном из наиболее сельскохозяйственных регионов России под хвостохранилища и санитарные зоны вокруг них, а также загрязнение этих площадей вредными веществами.
2. Невозможность сохранения хвостов в качестве технологического передела для возможной его переработки в будущем в связи с крайне низким содержанием магнитного железа при огромных запасах железной руды.
3. Загрязнение атмосферного воздуха  от  пыления хвостохранилищ.

Очевидно, что решение данных вопросов является первоочередной необходимостью с целью снижения ущерба, наносимого сельскому хозяйству.

По  способу возведения закладочных массивов закладку разделяют на сухую, гидравлическую и твердеющую.

Сухая закладка может быть самотечной, механической или пневматической.

Самотечная — закладочный материал заполняет выработанное пространство под действием собственного веса.

Механическая — закладочный материал подается и распределяется в выработанном пространстве с помощью скреперов и погрузо-доставочных машин.

Пневматическая — закладочный материал транспортируют по трубам и забрасывают в выработанное пространство с помощью сжатого воздуха.

Гидравлическая закладка — закладочный материал подают в выработанное пространство по трубам от места ее приготовления в виде пульпы. Она представляет собой взвесь частиц твердого закладочного материала в воде, которая после возведения закладочного массива отводится из него через дренажные устройства.

Основными преимуществами мокрой гидравлической закладки являются:

1. Значительная плотность возведенного массива. При соответственно подобранном материале и правильной организации закладочных работ усадка может не превысить 5-8%. Если в закладочном материале присутствуют пылевато-глинистые вещества в количестве до 10-12%, то закладочный массив становится непроницаемым для воды и воздуха и обладает большой устойчивостью, особенно при наличии в шихте вяжущих.
2. Относительная несложность выполнения работ по возведению закладочного массива, так как, по существу, все работы по обслуживанию операций в выработанном пространстве ограничиваются установкой перемычек, прокладкой и укорачиванием трубопровода.

Гидравлической закладке также присущи и следующие недостатки:

а) Введение в подземные выработки значительных количеств воды увеличивает стоимость водоотлива;

б) Относительно большие первоначальные затраты на сооружение гидрозакладочных установок, насосных станций и отстойников.

Твердеющая закладка  — в составе закладочной смеси входят вяжущие вещества, инертные заполнители и вода. В выработанном пространстве вяжущие реагируют с водой, образуя закладочный массив.

 

Для уменьшения потерь руды с помощью твердеющей закладки создают искусственные целики. Тем более, что оставляемые для поддержания очистных выработок рудные или породные целики обычно разбиты трещинами и не представляют собой монолитного целого. Ведь устойчивость целика напрямую зависит от количества трещин, их направленности, а также от крепости пород. Несмотря на то, что твердеющая закладка не горит и обладает минимальной усадкой, она в то же время является дорогой.

Необходимость ее использования определяется ценностью полезного ископаемого или завышенными потерями его в целиках. Руда Коробковского месторождения не имеет высокой ценности, однако выработанное пространство рудника поддерживается междукамерными и межпанельными целиками.

На основании выше изложенного мы предлагаем применить для
условий шахты им. Губкина твердеющую     закладку,используя при этом хвосты обогащения железистых кварцитов и вяжущее. Это позволит разгрузить земную поверхность от размещенных на ней отходов, предотвратить в будуще возможное оседание пород, произвести выемку междукамерных целиков без

нарушения кровли и тем самым, вероятно, снизить себестоимость конечной железорудной продукции и продлить разработку месторождения на горизонте — 125 м.

В настоящее время цементация хвостов получила очень широкое распространение. Объясняется это рядом преимуществ скрепленного массива, позволяющих улучшить технико-экономические показатели разработки месторождений. Скрепленную закладку применяют с целью:

— надежного поддержания вмещающих пород в сложных гидрогеологических условиях и при подработке охраняемых объектов большой важности;

— улучшения безопасности при выемке оставленных целиков.

В качестве вяжущего применяют портландцемент, молотые металлургические шлаки, золу, цемент в смеси с наполнителем глина, шлам, природные материалы (ангидрид,  гипс, цеолит и др.).

Если в качестве вяжущих применяют слабоактивные вещества, то цемент, известь, гипс служат активизирующими добавками.

Заполнителем являются шахтная и отвальная порода, отходы обогащения, гранулированные и отвальные шлаки, природные пески, гравий.

Для улучшения пластичности смеси вводят пластифицирующие добавки: глину, содержащуюся в природном песке, шламы обогащения, химические реагенты.

Для оптимизации состава материала, используемого в качестве заполнителя выработок, необходимо выбрать его составляющие, такие как, вяжущее и заполнитель, наличие или отсутствие которых в данной местности оказывает сушественное влияние на конечную стоимость закладки. Основой для этого служит существующая классификация комплексов твердеющей закладки (таблица№1).

Таблица 1

Классификация комплексов твердеющей закладки

 

В районе Коробковского месторождения имеются зола и цемент, но нет химических предприятий, производящих химические закрепители. Скрепление хвостов цементом позволяет повысить ее физико-механические характеристики и несущую способность закладки, улучшить условия отработки месторождений полезных ископаемых, однако существенным препятствием к широкому ее применению является высокая стоимость цемента. Почти все рудники, применяющие закладку, изыскивают возможность замены цемента более дешевым вяжущим, например, золой. Считают, что зольная добавка имеет следующие преимущества:

1) малый объемный вес, снижающий гравитационную нагрузку как в процессе истечения, так и при укладке;

2) сферическую форму частиц, снижающую трение потока , что позволяет увеличить плотность пульпы и облегчает последующее обезвоживание массива;

3) добавление золы снижает расход цемента, а также уменьшает количество тепла и интенсивность его выделения в процессе схватывания цемента; повышает плотность пульпы благодаря небольшому объемному весу.

Однако в процессе внедрения зольной добавки возникли некоторые затруднения: при смешивании зола стремится всплыть на поверхность пульпы; золы, вызывает необходимость использования технологических сосудов; закладка получается пористой и менее прочной.

В связи с тем, что цемент обладает высокими прочностные свойствами и не является дефицитным материалом, то мы предлагаем его использование в качестве вяжущего.

Заполнителями твердеющей закладки могут быть песок, отходы обогащения и дробленная породы. Кварцевый песок считается нейтральным заполнителем и относительно недорогим. Однако хвосты, благодаря, имеющимся в их составе активным составляющим (CaO, MgO, А1₂Оз и др.) способствуют повышению прочности твердеющих массивов. В случае использования хвостов обогащения для закладки роль микронаполнителя  цементного камня выполняют тонкие зерна некоторых минералов, поверхность которых обеспечивает взаимодействие их с цементным вяжущим. Некоторые исследования показывают , что измельченный    кварцевый песок уже на ранних стадиях твердения выступает как активный структурообразующий компонент, поэтому добавка в строительный бетон отходов обогащения в виде молотого кварцевого песка увеличивает прочность бетона на 5-20%.

Количество породы, подлежащей использованию, должно удовлетворять запросам предприятия. Например, ОАО»Комбинат КМАРуда» попутно с рудой добывает щебень, основная часть которого продается строительным организациям. Поэтому данного материала может быть не достаточным для закладочных работ. К тому же является абразивным материалом и применение этого ‘материала может отрицательно повлиять на износостойкость трубопроводов. Но несмотря на подобный недостаток, мы рекомендуем использовать его в будущем, хотя бы в небольшом количестве, по следующим соображениям: он обладает высокой прочностью по сравнению с другими компонентами; имеет низкую себестоимость.

Из выше описанного следует вывод, что для соблюдения требуемой прочности в качестве вяжущего целесообразно применить цемент, а заполнителем могут служить хвосты обогащения.                                                                                                                                      

Обычно в 1  закладки входит 0,9-0,95 м заполнителя, который уменьшает усадку и повышает плотность. Например, с увеличением последней повышается прочность закладочного массива. В зависимости от назначения и условий отработки прочность закладки может колебаться в широких пределах, однако общей тенденцией является ее минимизация. Известно, что твердеющая закладка приобретает свою максимальную прочность не сразу, а спустя несколько месяцев. Так, ее прочность через 90 и 180 дней после заполнения выработанного пространства в 1,23-1,6 раз выше, чем прочность такой же закладки в возрасте 28 дней.

На практике в зависимости от способа отработки и горно­технических условий удельный расход цемента изменяется в очень широких пределах. Обычно нижний уровень удельного расхода цемента составляет 50-60 кг/м³, верхний-380-400 кг/м³. Так при минимальном количестве воды, равном   100 л,  на  1   закладочного  раствора  необходимо   использовать   217   кг   цемента.   С увеличением расхода воды возрастает и количество цемента.

Вывод: для условий шахты им. Губкина возможно применить
мокрую или твердеющую закладку. Первую можно
использовать при условии, что на руднике в будущем не будет производится выемка МКЦ.

Прочность последней при дальнейшей выемке целиков должна достигать в возрасте 180 суток 3 МПа.

Экономическая оценка применения твердеющей закладки на основе хвостов обогатительных фабрик ОАО»Комбинат КМАРуда».

Для получения 1 т. концентрата расходуется 2,324 т. железистых кварцитов. По данным экономического отдела ОАО»Комбинат КМАРуда» для процесса обогащения требуется 100% затрат на добычу 2,324 т. руды . В итоге общая себестоимость получения 1т. концентрата с содержанием железа магнитного 63,24% составит 115,64 руб.

Предприятие платит за укладку 1т. отходов 5,2 руб., транспортировку 1м³ пульпы 6,88 руб. и за аренду хвостохранилища 8 млн.руб. в год. В таблице№2 приведены эти затраты в пересчете на 1т. концентрата. Они составляют примерно 23 %, что соответствует данным экономического отдела рассматриваемого горного предприятия.

При подземной разработке месторождений с закладкой выработанного пространства доля затрат на твердеющую закладку в технологии очистных работ достигает 30%. Затраты на материалы в общей стоимости закладочных работ составляют свыше 60%, причем основная их часть приходится на вяжущее.

Себестоимость добычи 1 т. железистых кварцитов

 

Затраты      ОАО»   Комбинат   КМАРуда»   на   утилизацию   отходов Таблица 2

Итого:                                                                                                                27,66 руб.

Себестоимость цемента на единицу объема закладочной смеси равна С_ц=0,217-263,9=57,27 руб. Это более чем в 2 раза больше затрат рудника на транспортировку, укладку текущих хвостов, а также на аренду хвостохранилища. В соответствии с выше изложенным себестоимость 1 м³ закладки может составить 114,54 руб.

При этом количество МКЦ, подлежащих выемке, при условии их последовательного расположения будет равным 12. В каждом междукамерном целике сосредоточенно около 176000 т. железистых кварцитов. Из этой массы руды при современной технологии обогащения можно получить 75680 т. концентрата.

В таблице №3 представлены результаты расчетов стоимости цемента при различном количестве выемочных МКЦ

Таблица 3

Стоимость цемента в зависимости от количества целиков, подлежащих выемке

Из нее видно, что затраты только на вяжущее составят более 61 млн. руб. Если на цемент предположительно будет тратиться 50% всех расходов на твердеющую закладку, то годовая себестоимость работ по заполнению выработанного пространства увеличится соответственно в 2 раза. Это значит, что в осуществление данного проекта в течение одного года предприятие должно вложить около 142 млн. рублей. Для размещения годового объема хвостов обогащения без повышения себестоимости   1   т.  концентрата  необходимо  затратить  примерно   108 млн.руб..

Очевидно, что ОАО «Комбинат КМАРуда», благодаря выемке междукамерных целиков, не сможет компенсировать затраты на закладку и даже получить прибыль. В связи с этим мы можем сделать вывод, что в условиях шахты им. Губкина применять твердеющую закладку с расходом цемента 217 кг на 1 м³ смеси экономически не целесообразно. С целью недопущения повышения себестоимости 1 т. концентрата необходимо на 1 м³ закладочной смеси расходовать 50-60 кг цемента. Это следует из предположения, что в твердеющей закладке 50-60% всех затрат приходится на вяжущее. Однако прочность такой закладки будет недостаточной.

Страницы: 1 2 3