Обоснование строительных решений при разработке сложных жильных месторождений с применением малогабаритного самоходного оборудования

Власик Никита

Обоснование строительных решений при разработке сложных жильных месторождений с применением малогабаритного самоходного оборудования

Дипломная работа по теме «Обоснование строительных решений при разработке сложных жильных месторождений с применением малогабаритного самоходного оборудования» содержит 140 страницы текстового документа, 29 рисунков, 29 таблицы, 122 формулу, 25 литературных источников, 9 графических приложений. Ключевые слова: РУДНЫЙ ШТРЕК, СЛОЖНОСТЬ, ИЗМЕНЧИВОСТЬ, СУЩЕСТСВЕННОСТЬ МАЛОГАБАРИТНЫЕ ОБОРУДОВАНИЯ, ЖИЛЬНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ, ЗОЛОТО, РАЗУБОЖИВАНИЕ РУДЫ. Объектом проектирования является Зун-Холбинское месторождение зона Дальняя и рудное тело Контактное. Цель работы: Обосновать строительные решения при сложных жильных месторождений с применением самоходного оборудования. Выявлены различные параметры ширины рудных штреков, которые не соответствуют мощности жил. В свою очередь, приводят к большому разубоживанию на стадии проходки. Разработана новая методика обоснования выбора сечения нарезных выработок с применением малогабаритного самоходного оборудования. Дан пример расчета обоснования выбора проходческого оборудования при разработке сложных жильных месторождений Дальнего Востока.

Горное дело

Дипломы

Вуз: Сибирский федеральный университет (СФУ)

ID: 5ea809d9ca23590001c9caad

UUID: a2a49640-6b6b-0138-330e-0242ac180006

Язык: Русский

Опубликовано: больше 4 лет назад

Просмотры: 54

11.08

Власик Никита

Сибирский федеральный университет (СФУ)

Комментировать 0

Рецензировать 0

Скачать - 5,5 МБ

Поделиться работой

Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования «СИБИРСКИЙ ФЕДЕРАЛЬНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ» Институт горного дела, геологии и геотехнологий институт Шахтное и подземное строительство кафедра УТВЕРЖДАЮ Заведующий кафедрой С.А. Вохмин подпись « инициалы, фамилия » ЗАДАНИЕ НА ВЫПУСКНУЮ КВАЛИФИКАЦИОННУЮ РАБОТУ в форме дипломной работы 2018 г.

Студенту Власику Никите Владимировичу фамилия, имя, отчество Группа ГГ14-10 Направление (специальность) 21.05.04.00.05 "Шахтное и подземное строительство" Тема выпускной квалификационной работы «Обоснование строительных решений при разработке сложных жильных месторождений с применением малогабаритного самоходного оборудования» Утверждена приказом по университету № от «____» ___________ 2020 г. Руководитель ВКР Д.А. Урбаев, канд. техн. наук, доцент каф. ШПС инициалы, фамилия, должность, ученое звание и место работы Исходные данные для ВКР: По литературным источникам, данным преддипломной практики и результатам собственных изысканий. Перечень разделов ВКР: Введение; Постановка вопроса исследований; Анализ теории количественной оценки сложности природно-геологических и технологических параметров освоения жильных месторождений золота; Апробация выбранной методики; Строительные решения при проходке ПНВ; Вентиляция; Безопасность жизнедеятельности; Экономическая часть; Заключение; список литературы; Приложение А; Приложение Б. Перечень графического материала: Геологическая карта Зун-Холбинского месторождения; Геологическая карта Березитового месторождения; Сечение рудных штреков; Апробация методики оценки сложности; Оценка соответствии сложности; Паспорт БВР; Паспорт Крепления; Вентиляция гор. 1550; Экономическая часть. Руководитель ВКР Д.А. Урбаев подпись инициалы и фамилия подпись инициалы и фамилия Задание принял к исполнению Н.В. Власик « ___ » __________ 2020 г.

Содержание РЕФЕРАТ ..................................................................................................................... 8 ВВЕДЕНИЕ .................................................................................................................. 9 ГЛАВА 1 ПОСТАНОВКА ВОПРОСА ИССЛЕДОВАНИЙ ................................. 10 1.1Анализ практики строительных решений при разработке тонкожильных месторождений ............................................................................ 10 1.2 АНАЛИЗ ГЕОЛОГИЧЕСКИХ ХАРАКТЕРИСТИК ЖИЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ЗОЛОТА............................................................................ 13 1.2.1 Географо-экономические характеристики района ЗунХолбинского месторождения ......................................................................... 13 1.2.2 Геологическое строение Зун-Холбинского месторождения . 14 1.2.3 Горно-геологические условия эксплуатации Зун-Холбинского месторождения ................................................................................................. 20 1.2.4. Географо-экономические характеристики района Березитового месторождения ................................................................................................. 21 1.2.5 Геологическое строение Березитового месторождения ........ 23 1.2.7 Сравнительный анализ геологического строения и горногеологический условий Зун-Холбинского и Березитового месторождения28 1.3 Современное состояние строительных решений на рассматриваемых месторождениях..................................................................................................... 30 1.3.1 Зун-Холбинкое месторождение ................................................ 30 1.3.2 Березитовое месторождение ..................................................... 38 1.3.3 Вывод из анализа практики строительной геотехнологии при тонкожильных месторождениях .................................................................... 44 1.4 Постановка вопросов и задач исследования ............................... 46 ГЛАВА 2 АНАЛИЗ ТЕОРИИ КОЛИЧЕСТВЕННОЙ ОЦЕНКИ СЛОЖНОСТИ ПРИРОДНО-ГЕОЛОГИЧЕСКИХ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ ОСВОЕНИЯ ЖИЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ЗОЛОТА............................................................................ 49 2.1 Моделирование показателей соответствия технологических параметров природно-геологическим условиям ................................................ 49 2.2 Моделирование существенности величин признаков ..................... 51 2.3 Моделирование изменчивости признаков ........................................ 53 2.4 Вывод применяемой методики ....................................................... 65 ГЛАВА 3 АПРОБАЦИЯ ВЫБРАННОЙ МЕТОДИКИ ................................... 66 3.1 Расчет природно-геологической и технологической сложности66

3.2 Выбор оптимального самоходных оборудований ...................... 70 JOY NV 1 .................................................................................................................... 72 3.3 Расчет показателя соответствия для различных комплектов оборудований. ....................................................................................................... 76 3.4 Окончательный вариант комплекта оборудований .................. 78 Руд-ное тело ............................................................................................... 79 Мощ-ность рудно-го тела, м .................................................................... 79 Разубо-живание, % .................................................................................... 79 Ширина 1,0, м ............................................................................................ 79 Разубо-живание ......................................................................................... 79 Ширина 0,9, м ............................................................................................ 79 Показатели ................................................................................................. 79 Едини-ца измерения .................................................................................. 79 Ши-рина 1,0, м ........................................................................................... 79 Ши-рина 0,9, м ........................................................................................... 79 ГЛАВА 4 СТРОИТЕЛЬНЫЕ РЕШЕНИЯ ПРИ ПРОХОДКЕ ПНВ .............. 81 4.1 Расчет паспорта буровзрывных работ при проходке рудного штрека.................................................................................................................... 81 4.2 Расчет анкерной крепи .................................................................... 86 4.3 Расчет объемов работ ....................................................................... 90 4.4 Схема ведения работ ......................................................................... 92 4.5 Уточнение паспорта БВР ................................................................. 94 4.6 Расчет основных показателей БВР ................................................ 96 ГЛАВА 5 ВЕНТИЛЯЦИЯ ...................................................................................... 99 5.1 Расчет параметров вентиляции ..................................................... 99 5.2 Выбор вентилятора......................................................................... 101 ГЛАВА 6 БЕЗОПАСНОСТЬ ЖИЗНЕДЕЯТЕЛЬНОСТИ ............................. 102 6.1 Основные опасности при работе подземного транспорта ............ 103 6.2 Принципиальные решения по организации труда ......................... 103 6.3 Борьба с пылью как профессиональной вредностью .................... 104 6.4 Предупреждение взрыва газов и пыли............................................ 107 6.5 Противопожарные мероприятия...................................................... 107 6.6 Мероприятия по безопасному ведению буровзрывных работ ..... 107 6.7 План мероприятий по локализации и ликвидации последствий аварий ............................................................................................................................... 108 6.8 Мероприятия по предотвращению загрязнения водоемов ........... 110

6.9 Мероприятия по предотвращению загрязнения земной поверхности ............................................................................................................................... 111 ГЛАВА 7 ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ ........................................................... 112 ЗАКЛЮЧЕНИЕ ..................................................................................................... 116 СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ ................................................................................... 117 ПРИЛОЖЕНИЕ А ................................................................................................... 120 ПРИЛОЖЕНИЕ Б .................................................................................................... 129

РЕФЕРАТ Дипломная работа по теме «Обоснование строительных решений при разработке сложных жильных месторождений с применением малогабаритного самоходного оборудования» содержит 140 страницы текстового документа, 29 рисунков, 29 таблицы, 122 формулу, 25 литературных источников, 9 графических приложений. Ключевые слова: СУЩЕСТСВЕННОСТЬ РУДНЫЙ ШТРЕК, МАЛОГАБАРИТНЫЕ СЛОЖНОСТЬ, ИЗМЕНЧИВОСТЬ, ОБОРУДОВАНИЯ, ЖИЛЬНЫЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ, ЗОЛОТО, РАЗУБОЖИВАНИЕ РУДЫ. Объектом проектирования является Зун-Холбинское месторождение зона Дальняя и рудное тело Контактное. Цель работы: Обосновать строительные решения при сложных жильных месторождений с применением самоходного оборудования. Выявлены различные параметры ширины рудных штреков, которые не соответствуют мощности жил. В свою очередь, приводят к большому разубоживанию на стадии проходки. Разработана новая методика обоснования выбора сечения нарезных выработок с применением малогабаритного самоходного оборудования. Дан пример расчета обоснования выбора проходческого оборудования при разработке сложных жильных месторождений Дальнего Востока.

ВВЕДЕНИЕ На сегодняшний день один из основополагающих проблем в разработке маломощных крутопадающих рудных месторождений является высокое разубоживание руды с вмещающими породами. Данная проблема обусловлена малой по величине мощностью жил и несоразмерное сечение нарезных выработок под применяемое оборудование для ее отработки. При этом, попутная добыча руды не окупает капитальные затраты на строительство подготовительно-нарезных выработок. В настоящей дипломной работе проведен анализ строительных решений крупного золотодобывающего предприятия ОАО «Бурятзолото». Согласно полученным материалам, выявлены несоответствия принимаемых строительных решений относительно сложности геологического строения отрабатываемых месторождений. Выявлены несовершенство применяемой методики нормирования, определения и учета потерь и разубоживания золотосодержащей руды [13]. При этом, в своей работе [14] Урбаев Д.А., Власик Н.В., отмечают, что данная методика не учитывает сложность изменения мощности рудного тела, а, следовательно, усложняет выбор оптимального решения на строительство нарезных выработок. Так же, несмотря на то, что в мировая горнорудная практика предлагает малогабаритные самоходные машины для выполнения основных и вспомогательных производственных процессов, на рассматриваемых рудниках применяются заведомом большие по величине машины. В свою очередь выбранный парк оборудований завышают сечение нарезных выработок, тем самым уменьшая коэффициент извлечения в контуре проходки. В настоящей дипломной работе проведен анализ строительных решений и методика их расчета маломощных рудных месторождений. По результатам анализа, предложена уточненная методика выбора комплекта оборудований на основе природной и технологической сложности. Данная методика позволит оценить сложность геологического строения жил и оптимальный выбор комплекта оборудований для их освоения.

ГЛАВА 1 ПОСТАНОВКА ВОПРОСА ИССЛЕДОВАНИЙ 1.1Анализ практики строительных решений при разработке тонкожильных месторождений В настоящее время, при доработке крупных месторождений золота на территории РФ, возникает тенденция поиска и освоения средних и малых месторождений. Это связанно с тем что: Во-первых, большинство крупных месторождений уже отрабатываются или отработаны полностью; Во-вторых, в природе мелкие месторождения встречаются чаще. Доля, приходящая на мелкомасштабные месторождения, составляет 85,9 % от всех месторождений согласно пирамиде распределения месторождений по масштабности по Соловову А.В (рис.1.1) [1]. Рисунок 1.1 — Пирамида распределения месторождений по масштабности по Соловову А.В. Рудные месторождения золота характеризуются по объему запасов:  Крупные (уникальные) – более 400 т  Крупные – 100-400 т  Средние – 25-100 т  Малые – менее 25 т Основные запасы для всех месторождений золота представлены жильным типом орудения. Наибольшая доля запасов приходится на жильные рудные тела мощностью менее 1 м и в диапазоне от 1,5 до 3 м (рис. 1.2) [2].

Рисунок 1.2 — Запасы руды в различных по мощности рудных телах, % Наряду с этим, для маломощных рудных месторождений, удельный вес занимают крутопадающие месторождения, в которых сосредоточено до 91% запасов золота [3]. Как следствие, из перечисленных особенностей, к маломощным золотоносным жильным месторождения характерны большое разубоживание и потери при их освоении, в частности при проходке нарезных выработок. Так же осложняется добыча неравномерностью залегания, управлением горным давлением, пережимами, ответвлениями. Для поддержания прежнего уровня добычи маломощных месторождений, необходимо:  Разработка методик более точного определения содержания, формы рудного тела  Рациональный подбор и усовершенствование систем разработок  Рациональный подбор комплекта транспорта для освоения месторождения позволяющие: уменьшить ширину очистного пространства; уменьшить трудоёмкость производства; увеличить производительность. Анализ мирового и отечественного недропользования показывает в каких направлениях ведутся усовершенствование в области технологи [4], а именно: 1. Применение малогабаритных самоходных ПДМ с электрическим или дизельным приводом для уменьшения разубоживания на нарезных выработках; 2. Использование анкерной крепи для упрочнения вмещающих пород с целью повышения безопасности работ; Отечественный опыт показывает, что для разработки тонкожильных месторождений применяются следующие системы разработки: 1. С открытым очистным пространством:  Подэтажные штреки;  Потолкоуступная с распорной крепью;

 Почвоуступная. 2. С магазинированием. 3. С закладкой. Наиболее часто применяются системы с магазинированием руды. Более 60% тонких рудных тел разрабатываются этой системой. Так же применяемая система, при крутопадающих жилах и крепких вмещающих породах, позволяет осуществлять раздельную выемку руды и вмещающих пород. При разработке особо ценных полезных ископаемых применяются системы с закладкой выработанного пространства. Остальные системы применяются сравнительно реже при тонких крутопадающих месторождениях. Ранее говорилось о том, что при разработке тонкожильных месторождений сопровождается высоким уровнем ручного труда. Для устранения низкой эффективности строительства нарезных выработок, возникла тенденция применения самоходной техники, позволяющая увеличить производительность горных работ: увеличение скорости строительства нарезных выработок и повышение производительности. Но при этом увеличивается разубоживание руд и, следовательно, ухудшение качества рудной масс. Данный факт объясняется тем, что при использовании в технологической схеме самоходного транспорта увеличивается сечение горных выработок под использование техники и, следовательно, увеличение объема нарезных работ. При применении на тонких жилах стандартные оборудований приводит к неизбежному увеличению сечения выработок и увеличению горно-проходческих работ. На рис. 1.4 показаны минимальные сечения выработки для использования наиболее распространённых ПДМ [5].

Рисунок 1.4 — Минимальные сечения нарезной при полевой подготовки блока для использования наиболее распространённых ПДМ [5] В последующих главах проведен анализ геологических характеристик и строительные решения жильных месторождений золота. 1.2 АНАЛИЗ ГЕОЛОГИЧЕСКИХ ХАРАКТЕРИСТИК ЖИЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ЗОЛОТА 1.2.1 Географо-экономические характеристики района Зун-Холбинского месторождения Рельеф района представляет сильно расчленённую горную систему западной части высокогорного хребта Китойские гольцы, слагающего юго-восточную часть Восточного Саяна. Абсолютные отметки изменяются от 1700 м в долине р. Зун-Холба до 3001,6 м г. УланСардаг, относительные превышения водоразделов над долинами – 200-600 м. Крутизна склонов колеблется от 15-250 до 35-400. Вершины хребта островерхие, но в пределах Холбинского рудного поля сглаженные, с останцами древней денудационной поверхности (рис. 1.5). Гидросеть района представлена верховьями рек Урик и Китой. Ближайшими и наиболее крупными водотоками к участку работ являются правые притоки Урика реки ЗунХолбо и Хара-Гол. Они представляют собой типичные горные реки и характеризуются быстрым течением, небольшой глубиной (1-1,5 м), загроможденностью русел каменным

материалом и крайне непостоянным уровнем воды. Режимы рек находятся в прямой зависимости от количества атмосферных осадков. В зимнее время почти все они промерзают до дна. При наличии подрусловых вод и выхода их на поверхность, это приводит к формированию обширных наледей. Климат района резко континентальный с большими суточными колебаниями температур. Среднегодовая температура составляет (-7,4˚С), среднемесячная температура в январе – (-22˚С), в июле (+15˚С). Зима длится около 7 месяцев. Растительный мир района Основные виды деревьев – лиственница, кедр, ель. В долинах рек появляются берёза и осина. Животный мир: медведь, волк, рысь, росомаха, соболь, изюбрь, лось, коза, кабарга. Сельское хозяйство развито слабо. Доля пахотных земель в общей площади не превышает 1%. Традиционная отрасль – мясное животноводство (КРС, кони, и, гораздо меньше, овцы). Рисунок 1.5 — Обзорная карта Зун-Холбинского месторождения 1.2.2 Геологическое строение Зун-Холбинского месторождения Зун-Холбинское золоторудное месторождение дается по приложению (Приложение А).

Стратиграфия Полный вертикальный ряд стратифицированных образований района работ выглядит следующим образом: Архейская система Гарганский метаморфический комплекс (gAR?g) – плейрогнейсоплагиограниты, гранитизированные кристаллическией сланцы, амфиболиты и др. метаморфизиванные породы кислого и среднего, реже основного состава. В кровле березиты и пропилиты, контролирующие орудение золота. Поздний рифейская система Боксонский комплекс (βvR3?bks) - перидотит-диабазовый нерасчлененный, Подкомплекс верхний-пластинчатых даек: диабазы, габбродиабазы, габбро Подкомплекс нижний-габбровый: нориты, габбронориты, амфиболовые габбро. Ильчирский комплекс (v-υR3?i) - габбро-перидотитовый нерасчлененный. Подкомплекс верхний-кумулятивный: дуниты и хромиты, габбро, пироксениты, нориты. Подкомплекс нижний-реститовый: дуниты, гарцбургиты, серпентиниты апоперидотитовые. Поздний рифейская-Вендская система Дунжугурская толща (R3-V?dn) Метабазальты, андезиты; вверху: их туфы, песчаники, глинистые и кремнистые, сланцы. Дунжугурский комплекс (βR3-V?d) - габбро-диабазовый субвулканический. Штоки, сиплы и дайки габбро, диабазов и андезитов. Рифей-Палеозойская система Ильчирский комплекс (mR*Pz?ie) - тектониты Серпентинитовый и полимиктовый меланж. Листвениты, контролирующие оруденение золота. Венд-кембрийская система Иркутная свита (V-€?ir) – Вверху: доломиты, известняковые доломиты и известняки; кремнёвые породы, кремневые сланцы. Внизу: псаммитовые известняки, строматолитовые карбонаты; а основании – горизонты гранитизированных аркозовых песчаников и риолитов, вмещающих золотоносные

зоны березитов. В верхах свиты – горизонты золотоносных окварцованных и сульфидизированных углеродисто-глинисто-кремнистных сланцев. Ордовик-силурийская система Ильчирская свита (O-S?il) – Вверху: зеленые хпорит-амфиболовые, амфиболовые и другае апоэффузивные сланцы основного и среднего состава, андезиты и андезибазальты, их туфы; прослои, линзы карбонатов, часто брек-чиевидных (органогенно-обломочных); линзующиеся горизонты метапесчаников субаркозового состава и золотоносных сульфидизированных угперодисто-кремнисто-глинистых сланцев и обуглероженных метавулканитов (базитов) основого состава. Внизу: зеленовато-серые метатуфопесчаники, алевролиты, туфогенные углеродистокремнисто-глинистые сланцы (до 1000 м). Горизонты золото-платиноидноносных окварцованных и сульфидизированных (пирит- -пирротиновых) углеродисто-кремнистоглинистых сланцев. Барунхолбинский комплекс (vβO-S?bh) - ультрабазит-базитовый субвулканический. Штоки, сиплы и дайки метаморфизованных габбро, диабазов, андезитов, анхидиоритов, микродиоритов, дацитов; редко перидотитов и риолитов. Зоны сульфидизации, окварцевания и пропилитизации, контролирующие золото-платиноидное оруденение. Девонская система Сумсунурский комплекс Первая фаза (v1Ds): габбро, диориты пироксеновые, пироксениты и горнблендиты. Скарны. Сумсунурский комплекс Вторая фаза (pγ2Ds): плагиограниты, тоналиты и гранодиориты, диориты, кварцевые диориты, габбро, анхидиориты. Кварцевые жилы. Палеозойская система Холбинский комплекс (lγPz1?h) - дацит-риолитовый гипабиссальный (малых интрузий). Штоки, сиплы и дайки лейкократовых гранитов, диоритов, риодацитов, плагиориодацитов, дацитов, андезитов, риолитов, фельзит-порфиров и диоритовых порфиритов. Березиты, пропилиты, аплитов, кварцевые жилы, зоны окварцевания, сульфидизации и других метасоматитов, контролирующие (традиционно) орудения золота, серебра и других полезных ископаемых.

Девон-каменоугольная система Сагансайрская свита (D2-C1ss2). Верхняя подсвита. Метапесчаники с прослоями апевритистых аргиллитов, конгломератов и доломитов; туфы риолитов, андезитов. Палеогеновая система Эоценовые продукты коры выветривания (kvⱣ2): дресва, супесь, суглинки, кремнистожелезистые образования (до 20-30 м), контролирующие золото, платину и платиноиды. Неогеновая система Тиссинская серия нерасчлененная (Nts). Базальты, галечники, пески, алевролиты, в т, ч. потеницально золотоносные подбазальтовые галечники. Четвертичная система Четвертичные (Q) - рыхлые отложения нерасчлененные (до 50-100 м), в т. ч. золотоносные песчано-галечные отложения. Магматизм Интрузивные образования в районе работ занимают около 20% территории и представлены магматическими породами широкого спектра, объединенными в ряд комплексов. К наиболее древним интрузивным образованиям отнесены породы офиолитовой ассоциации, к которой отнесены образования ильчирского, боксонского и дунжугурского комплексов. В районе работ развиты образования ильчирского, боксонского, сумсунурского и холбинского комплексов. Ильчирский интрузивный комплекс (R3?i). Породы ильчирского комплекса представлены дунитами, гарцбургитами, серпентинитами различного состава и полосчатыми верлит-пироксенитовыми образованиями. Барунхолбинский интрузивный комплекс (O-S?bh). В пределах района работ он представлен кварцевыми диоритами, диоритами, габбро-диабазами, амфиболитовыми и пироксенитовыми габбро. Интрузивные залежи слагают линзообразные тела неправильной формы размером 1 х 3 км и часто изменены до такой степени, что визуально не отличаются от образований ильчирского комплекса.

Сумсунурский интрузивный комплекс (Ds). Представлены средне-крупнозернистыми биотит-амфиболовыми и амфиболовыми гранитами, плагиогранитами и гранодиоритами. В краевой части массивов фиксируются оторочки гибридных пород среднего и основного состава. Холбинский интрузивный комплекс (Pz1h) представлен малыми и трещинными интрузиями сильно дифференцированных (от основных до кислых) пород. Породы комплекса представлены штоками, дайками и дайкообразными телами лейкократовых гранитов, диоритов, риолитов, риолит-порфиров, кварцевых порфиров, гранит-порфиров, диабазов, диабазовых порфиритов, габбро-диоритов, жилами кварца. Тектоника Тектонический облик горного района определяется широким развитием складчатых структур и разрывной тектоники северо-западного и субширотного простираний. Обычно эти разрывные нарушения являются рудоконтролирующими, по крайней мере, на известных золоторудных объектах. Пострудная тектоника представлена взбросами, взбросо-сдвигами и надвигами. Орудение Основные рудные тела представлены в виде: минерализованных зон и жилообразных рудных тел. Условия локализации золотого оруденения в рудных телах типа «минерализованные зоны» характеризуются тем, что наряду с кварц-сульфидными рудами в составе рудных тел участвует большое количество золотоносных пород (56-67%) – чёрных углеродисто-кварцевых сланцев, известняков, лиственитов и др. Оконтуривание рудных тел (блоков) по мощности выполнено исключительно по результатам опробования, так как оруденение представлено минерализованными зонами не имеющих четких геологических границ. Все перечисленные виды имеют линейную структуру северо-западного простирания (310˚) со сложным складчато-линзовидно-полосчатым строением, зажатую между блоками гранитоидов сумсунурского комплекса. Мощность ее 150-200 м. Падение пород крутое (до вертикального) на юго-запад. Общая длина по простиранию данных зон составляет около 3220 м.

Рудные тела — полосчатые жилообразные залежи (Сульфидная, Доржи-Банзаровская, Вавиловская и др.), согласные с крутопадающей толщей сланцев и карбонатных пород. Они расположены кулисообразно или соединяются по простиранию, протягиваются на 100 — 700 м при мощности до 3 м. На глубине 300—400 м жильные тела часто выклиниваются и переходят в зону вкрапленной золото-сульфидной минерализации, которая залегает в черных сланцах и карбонатных породах и имеет мощность до 10 м. В жилах кварцевого или кварц-карбонатного состава наблюдаются полосчатые, массивные, вкрапленные скопления сульфидов (10 — 80%). Преобладают галенит, пирит, сфалерит, встречаются пирротин, блеклые руды, халькопирит, марказит и теллуриды (петцит, телуровисмутин). В отдельных участках жил образуются колчеданные руды. Золото встречается в виде мелкой вкрапленности в кварце, реже в сульфидах. Содержание его колеблется от 2 до 140 г/т. Золото ассоциирует с пиритом, содержит примесь меди, ртути, кадмия и палладия. Выделяются следующие разновозрастные минеральные ассоциации с золотом: кварц-пиритовая, кварц-карбонат-галенитовая; халькопирит-галенит-сфалеритовая [6]. В табл. 1.1 указаны показатели изменчивости основных свойств оруденения по вариантам бортовых содержаний. Согласно методике определения группы сложности геологического строения, то Зун-Холбинское месторождение представлена 4 группой геологической сложности [7]. Таблица 1.1 — Показатели изменчивости основных свойств оруденения по вариантам бортовых содержаний Количество, шт Вариант бортового пробурено содержания, скважин, г/т общее 1,5 278 Группа сложности кондиционных пересечений 98 Показатели изменчивости q Vm, % Vc, % 0,35 129,94 109,73 4 4 3

1.2.3 Горно-геологические условия эксплуатации Зун-Холбинского месторождения Участок рудной зоны Дальняя находится на левом борту рек Хойто-Сала - Зун-Холба в районе устья реки Урда-Сала, на северо-западном окончании рудной зоны Перспективной. В конце 50-х здесь были обнаружены золото-полисульфидные жилы небольшой мощности с содержанием золота до 178 г/т. В 1959 году наибольшая из жил получила название Дальняя и предварительно изучена с поверхности канавами. Жила залегает в зоне рассланцевания, проходящей по контакту известняков и гранитов. Состав жилы сульфидно-кварцевый. Из сульфидов преобладает пирит, реже отмечается галенит и сфалерит, очень редко – мелкое золото. Мощность жилы от 0,1 до 1,0 м, средняя - 0,5 м, длина - 90 м. Среднее содержание золота в жиле – 14,38 г/т, в оруденелых околожильных метатектонитах – 2,6 г/т на мощность до 1,0 м Гидрологические условия месторождения – обводнение руд и пород незначительные. Объемный вес пород и руд. Холбинское месторождение составила 2,74 т/м3, изменяясь в пределах от 2,68 до 3,91 т/м3. Всего исследовано более 1,5 тыс. образцов руд и более 8,5 тыс. образцов вмещающих пород. Для руд глубоких горизонтов принят объемный вес руды равный 2,74 т/м3. Трещиноватость горных пород. Модуль открытых трещин здесь колеблется от 4-6 до 10-12, а показатель качества пород RQD составляет от 0-30 до 0-40, что соответствует плохому и очень плохому качеству. Распространенность крупных тектонических трещин повсеместная, трещины крутопадающие, мощностью от первых сантиметров до 1 м и более. Заполнитель трещин – глинисто-обломочный материал, который характеризуется следующими физикомеханическими свойствами: естественная влажность 4-12%, пористостость 15-28%, набухание – первые проценты, влажность набухания 13-19%, давление набухания – от 4х10-3 до 1,6х102 Мпа; материал слабо размокает (до 25 %/сут), чаще практически не размокает. Кварцевые, кварц-сульфидные и сульфидные жилы всех рудных тел характеризуются достаточно высокой степенью трещиноватости (Мот = 8-12), а показатель качества этих пород не превышает 10-20. Прочностные свойства горных пород. Вмещающие породы (гранитоиды, известняки) относятся к породам с высокой прочностью (100-200 МПа). Руды характеризуются, в основном, средними показателями прочности (50-100 МПа), при этом прочность практически всех разновидностей пород в водонасыщенном состоянии снижается на 10-30 %. Вмещающие породы и руды отличаются по показателю хрупкости (Кхр): для вмещающих пород Кхр= 6-9, сланцы являются более пластичными – 4-5. Коэффициент крепости по Протодъяконову для

вмещающих пород колеблется от 9 до 15, для пород рудных зон – 4-9, в отдельных случаях (зоны дробления в сланцах и известняках) коэффициент крепости может снижаться до 2-3. Коэффициент разрыхления руд и пород месторождения составляет 1,5-1,7. Удароопасность (склонность к горным ударам). Согласно «Заключению о потенциальной удароопасности Зун-Холбинского месторождения» рассматриваемые в ТЭО глубокозалегающие рудные тела и рудные зоны на текущий момент относятся к категории «НЕОПАСНО». Радиоактивные свойства горных пород. Естественная радиоактивность пород и руд по месторождению изменяется в пределах от 1 до 35 мкр/час. Породы и руды Зун-Холбинского месторождения по значениям радиоактивности находятся в пределах естественного фона и относятся к безопасным. Силикозоопасность. Руды и вмещающие породы являются силикозоопасными по пыли (содержание свободной кремнезема по данным силикатного анализа частных проб от 31,1 до 75,2%), требуют применения средств индивидуальной защиты персонала при добыче и переработке руд. Слеживаемость и смерзание руд. Многолетняя практика эксплуатации месторождения свидетельствует о том, что руды не подвержены слеживаемости. Опасность выделения газа. За многолетний период освоения месторождения выбросов природного газа не наблюдалось. 1.2.4. Географо-экономические характеристики района Березитового месторождения Березитовое золото-полиметаллическое месторождение расположено в Тындинском районе Амурской области (Рис. 1.6), в 130 км к юго-западу от районного центра г. Тында. Рельеф района месторождения охватывает южные отроги Урушинского и Джелтулакского хребтов и характеризуется среднегорным рельефом с абсолютными отметками от 500 до 1000 м и относительными превышениями 300-500 м. Крутизна склонов достигает 30°. Вершины и крутые склоны покрыты крупноглыбовыми осыпями. Водоразделы выположены и участками заболочены. Гидросеть района. Наиболее крупным водотоком территории является река Хайкта – правый приток р. Большой Ольдой (система р. Амур), протекающая в 2,2 км западнее месторождения. Хайкта принимает слева ручьи Константиновский (Березитовый), Трубный,

Орогжан, верховья которых дренируют Березитовое рудное поле. Долина Хайкты широкая (до 1 км) ассиметричная с крутым правым и пологим левым бортом, пойма заболоченная, с большим количеством старичных озер. Русло шириной 30-80 м извилистое, глубина колеблется от 0,5 до 2-3 м. Рисунок 1.6 — Обзорная карта района месторождения Климат района месторождения приравнен к Крайнему Северу. Климат резко континентальный со среднемесячными температурами июля +17,3 °C (абсолютный максимум

+34,5 °С) и января минус 29,4 °C (абсолютный минимум минус 51,9 °С). Среднегодовая температура воздуха отрицательная и составляет минус 3,6 °С. Господствующее направление ветров зимой северо-западное и северное, летом – южное и юго-восточное Растительный мир. Растительность района представлена лиственничными лесами с густым подлеском карликовой березы, хвойного подроса и багульника, чередующимися с марями. Основные виды в долинах рек – лиственница и береза; на террасах встречаются массивы сосны, в верховьях – ель. Выше отметок 800-900 м распространен кедровый стланик. Животный мир представлен восточносибирским фаунистическим комплексом – бурый медведь, лось, изюбр, соболь, заяц-беляк, белка, бурундук; из птиц – каменный глухарь, куропатка, рябчик. В реках обитают лососёвые – таймень, ленок, амурский хариус, налим и гольян. Отраслевая промышленность. Территория, прилегающая непосредственно к месторождению, безлюдна. Население сконцентрировано в крупнейшем населенном пункте района – городе Тында (130 км северо-восточнее месторождения) и в поселках вдоль Транссибирской магистрали. Основное занятие – обслуживание железной дороги, лесозаготовки, эксплуатация россыпей золота. 1.2.5 Геологическое строение Березитового месторождения Березитове золоторудное месторождение дается по приложению (Приложение А). Стратиграфия В геологическом строении Березитового месторождения принимают участие раннепротерозойские гранитоиды позднестанового комплекса и интрузивные образования амуджиканского комплекса поздней юры. Магматизм Синрудные и дорудные дайки андезито-базальтов, андезитов, андезито-дацитов. Породы среднего-основного состава слагают дайкообразные тела невыдержанной мощности (от нескольких см до первых метров) и изменчивого простирания

Пострудные дайки амуджиканского комплекса представлены гранодиорит- порфирами, граносиенит-порфирами, диоритовыми порфиритами и лампрофирами. В пределах месторождения установлено более 20 тел гранодиорит-порфиров – диоритовых порфиритов мощностью от первых сантиметров до 12 метров, имеющих простирание от субширотного до субмеридианального (10-90 град.) и крутое падение на юг-юго-запад. Метасоматиты В границах последней выделяются пять типов метасоматитов (по А.К. Иванищенко): Гранат-кварц-серицит-хлоритовый (со шпинелью). Метасоматиты гранат-кварцсерицит-хлоритовые со шпинелью распространены на северном фланге месторождения. Прослеживаются они от разреза 1290N до северного окончания залежи (разрез 1530N). К югу эти метасоматиты сменяются гранат-кварц-серицитовыми, а на глубине переходят в гранатсерицит-кварц-калишпатовые. Строение метасоматической колонки пород этого типа следующее (от внешних зон к внутренним): гранодиорит – измененный гранодиорит – серицит, кварц, пирит, гранат, хлорит, калишпат, альбит, кальцит – серицит, кварц, пирит, гранат, хлорит, калишпат, альбит – серицит, кварц, пирит, гранат, хлорит, калишпат – серицит, кварц, пирит, гранат, хлорит, шпинель – серицит, кварц, пирит, гранат, или серицит, кварц, пирит, хлорит, шпинель – серицит, кварц, пирит. - Гранат-кварц-серицитовый. В вертикальном разрезе в северной части южного конуса наблюдается переход их также в гранат-серицит-кварцевые, в северном конусе – в гранатсерицит-кварц-калишпатовые метасоматиты. Смена минерального состава от внешних к внутренним зонам для метасоматической колонки гранат-кварц-серицитовых пород следующая: слабо измененный гранодиорит – измененный гранодиорит – кварц, серицит, гранат, пирит, калишпат, хлорит, альбит, кальцит – кварц, серицит, гранат, калишпат, хлорит, альбит – кварц, серицит, гранат, калишпат – кварц, серицит, гранат, пирит – кварц, серицит, пирит. Гранат-серицит-кварцевый. В южном направлении и вниз по разрезу они сменяются гранат-серицит-кварц-калишпатовыми породами. Кроме того, эти метасоматиты частично слагают южную часть северного конуса. Из второстепенных минералов во внешних зонах широко распространен эпидот и относительно редок битовнит-анортит. Турмалин и апатит встречаются в меньших количествах, чем в гранат-кварц-серицитовых метасоматитах, а содержания магнетита, циркона, монацита, рутила возрастают. Состав более поздних

прожилков характеризуется повышенным содержанием кварца, кальцита и пониженным – хлорита и цеолита. С внутренними зонами гранат-серицит-кварцевых метасоматитов связаны наиболее высокие концентрации золота и полиметаллов. Гранат-биотит-кварцевый. От всех вышеописанных типов метасоматитов они отличаются темной, почти черной окраской, массивным, очень плотным сложением. Породы имеют довольно однообразный состав: средний – основной плагиоклаз, биотит, кварц, иногда эпидот, ортоклаз, гранат, акцессорные – апатит, сфен, титаномагнетит. – Распределение сульфидов и золота в гранат-биотит-кварцевых метасоматитах весьма неравномерное. Гранат-серицит-кварц-калишпатовые. Распространены, в основном, на южном фланге месторождения и его нижних горизонтах. С поверхности они прослежены от разреза 870N до южной границы зоны разрез 550N, а также слагают узкую полосу (5-12 м) на ее северном фланге между разрезами 1160N-1250N. На разведочных горизонтах 676 и 596 м, кроме южной части зоны, они развиты на сопряжении южного и северного конусов. Рудная минерализация в этих метасоматитах проявлена незначительно и представлена золотопиритовым типом руд. Из сульфидов резко преобладает пирит. Золото содержится в количествах до 1 г/т, редко больше. Сумма содержаний свинца и цинка не превышает 0,5 %. Тектоника На глубине, Южная рудная зона с северного фланга, предположительно ограничена разломом, падающим на юг под углом примерно в 60°. На южном фланге Южная зона также ограничена тектоническим разломом. Тектоническая зона ориентирована в северо-западном направлении (330). На поверхности имеет линзообразную форму и прослеживается по простиранию на 830 м. Мощность тела достигает 150 м с падением на юго-запад под углом 75 при склонении на северо-запад под углом 50. Орудение Золотое оруденение локализовано в крупном линзообразном крутопадающем теле турмалинсодержащих гранат-кварц-серицитовых метасоматитов. Основные запасы руд сконцентрированы в двух рудных столбах. Мощность, оставшихся в недрах, рудных зон колеблется от 5 до 30 м, прослеживается по простиранию 340 м (на горизонте 596 м).

Соотношение мощности к длине по падению рудных зон варьирует на различных горизонтах от 1:2 до 1:50. При относительно простой морфологии рудовмещающей зоны метасоматитов распределение полезных компонентов в ней имеет неравномерный, столбообразный характер. Контуры рудных тел определяется наличием раздувов, пережимов и наличием прослоев слабо золотоносных пород в контуре балансовых руд. Строение их усложняется пострудными маломощными дайками и разрывными нарушениями. Основными рудными минералами являются пирит, сфалерит, галенит, пирротин. Реже встречаются халькопирит, магнетит, марказит, арсенопирит, мельниковит, самородное золото, еще реже гематит (патронит), шеелит, халькозин, блеклые руды, аргентит, висмутин, сульфосоли свинца, самородный висмут, самородная медь, станнин, молибденит, алаит, калаверит, киноварь, касситерит. Вторичные минералы представлены ярозитом, лимонитом, гидрогётитом, малахитом, ковеллином, халькантитом, англезитом, церусситом, базовисмутитом. Золото-полиметаллическое оруденение локализовано в пределах залежи турмалин содержащих гранат-кварц-серицитовых метасоматитов. В табл. 1.4 указаны показатели изменчивости основных свойств оруденения по вариантам бортовых содержаний. Согласно методике определения группы сложности геологического строения, то Зун-Холбинское месторождение представлена 3 группой геологической сложности [8]. Таблица 1.4 — Показатели изменчивости основных свойств оруденения по вариантам бортовых содержаний Бортово е содержа ние золота Коэфф Коэфф Коэфф ициент Груп ициент Груп ициент Груп вариац па вариац па рудоно па ии слож ии слож сности слож сод. ности мощно ности (Кр), ности Аu, % сти, % ед. Показат ель сложнос ти (q), ед. Принята Групп я группа а сложнос сложн ти ости месторо ждения 1.0 108.5 3 96.5 2 4 3 3 0.8 106.9 3 105.1 3 4 3 3 0.6 106.4 3 108.7 3 4 2 3 0.4 98.0 2 115.9 3 3 2 3

1.2.6 Горно-геологические условия эксплуатации Березитового месторождения Березитовое месторождение расположено на склоне возвышенности, вскрыто долиной ручья Березитовый в истоке и верхнем течении. Минерализованная зона ориентирована вкрест направления долины. Форма долины каньонообразная с крутыми (до 30°) склонами. Абсолютные отметки выходов рудных тел на поверхность изменяются от +675 м в русле ручья до +825 м в бортах. Склоны долины перекрыты чехлом крупноглыбового делювия мощностью 2-5 м, в днище мощность рыхлых отложений возрастает до 6-10 м. Коэффициент крепости руд и пород по шкале М.М. Протодьяконова – 16-18. Среднее содержание золота 6,21 г/т. Гидрологические условия месторождения – Прогнозные нормальные водопритоки для условий подземной разработки Северного и Южного участка составляют соответственно 40 и 35 м3/ч. Основными источниками обводнения месторождения являются атмосферные осадки и трещинно-жильные подмерзлотные воды. Объемный вес пород и руд. Объемная масса руд Березитового месторождения составляет в среднем по целикам 2,87 т/м3. Среднее значение объемной массы вмещающих пород составило 2,61 т/м3. Трещиноватость горных пород. В целом породы довольно устойчивы и основной объем разведочных горных выработок пройден без крепления. Для месторождения характерны несколько систем трещин, наиболее интенсивная трещиноватость наблюдается в зонах поперечных нарушений. Устойчивость пород здесь несколько снижается, но даже в этих интервалах подземные выработки не требуют крепления. Прочностные свойства горных пород. Вмещающие породы (гранодиориты) относятся к породам с высокой прочностью (127-200 МПа), руды имеют более низкие показатели прочности, чем вмещающие породы (107-132 МПа). Прочность и пород, и руд в водонасыщенном состоянии снижается на 10-20 %, а после проморозки ещё на 10-20 %. Удароопасность (склонность к горным ударам). Относятся к категории «НЕОПАСНО» по горным ударам. Радиоактивные свойства горных пород. Рудоносные метасоматиты и вмещающие гранитоидные породы месторождения характеризуются несколько повышенными значениями фоновой гамма-активности в диапазоне 19-56 мкР/ч. Силикозоопасность. руды силикозоопасны. Слеживаемость и смерзание руд. Многолетняя практика эксплуатации месторождения свидетельствует о том, что руды не подвержены слеживаемости. Подсчетные рудные тела располагаются за пределами границ распространения многолетнемерзлых пород.

Опасность выделения газа. За многолетний период освоения месторождения выбросов природного газа не наблюдалось [8]. 1.2.7 Сравнительный анализ геологического строения и горно-геологический условий Зун-Холбинского и Березитового месторождения Для наглядного представления сложности перечисленных месторождений была выполнена сравнительная таблица (Табл. 1.5). Таблица 1.5 — Сравнительная таблица геологических и горно-геологических параметров ЗунХолбинского и Березитового месторождения. Параметры Минеральный состав Зун-Холбинкое Березитовое месторождение месторождение пирит, пирротин, пирит, сфалерит, галенит, сфалерит, галенит, пирротин, халькопирит, карбонаты, кварц, халькопирит, магнетит, полевые марказит, арсенопирит, шпаты, слюда, хлорит мельниковит, самородное золото, гематит (патронит), шеелит, халькозин, блеклые руды, аргентит, висмутин, сульфосоли свинца, самородный висмут, самородная медь, станнин, молибденит, Геологическое строение калаверит, алаит, киноварь, касситерит. ярозит, лимонит, гидрогётит, малахит, ковеллин, халькантит, англезит, церуссит, базовисмутит. Полезные ископаемые золото, серебро золото, серебро

Категория 4 3 геологической сложность Средняя мощность 0,62 1,25 содержание 14,38 6,21 жилы, м Среднее золота, г/т Прочностные свойства 50-100 107-132 свойства 100-200 127-200 руды, МПа Прочностные вмещающих пород, МПа Угол падения рудного 70-80° 70-80° Горно-геологические условия тела Категория крепости руд по руде 4-9 по руде 16-18 и пород по шкале М.М. по породе 9-15 по породе 16-18 Протодьяконова Обводненность руды и незначительные незначительные пород Объемный вес пород и для руд 2,74 для руд 2,87 руд. т/м3 для пород 2,74 для пород 2,61 Трещиноватость Мот = 8-12 Малая трещиноватость Следуя приведенной таблицы можно сделать вывод о том, что Зун-Холбинское и Березитовое месторождение схожи в географических характеристиках: расположены в горных системах, расположены в близи водоемов. Схожесть горно-геологических и горнотехнологических характеристикик месторождений отражается в следующем: прочностные свойства вмещающих пород, углы падения рудного тела, обводненость руд и пород. Основным определяющим показателем различий заключается в геологической сложности месторождений. В рассматриваемых месторождениях, категория геологической сложности Зун-Холбинского месторождения выше Березитового месторождения. Категория геологической сложности IV группы выражается: Месторождения (участки недр) с мелкими, реже средними по размерам телами с чрезвычайно нарушенным залеганием либо характеризующиеся резкой изменчивостью мощности и внутреннего строения, крайне неравномерным качеством полезного ископаемого и прерывистым гнездовым распределением основных ценных компонентов. Особенности

строения месторождений (участков недр) определяют возможность выявления в процессе разведки запасов категорий C2 [9]. В связи с данной группой сложности, возможен повторение эксплуатационной практики на данном месторождении, а именно: не подтверждение содержания золота и запасов металла в два и более раза в ходе эксплуатации [10]. В данном случае, должен быть проведен рациональный вариант эксплуатационной разведки для использования в проектных решениях. 1.3 Современное состояние строительных решений на рассматриваемых месторождениях 1.3.1 Зун-Холбинкое месторождение В настоящее время был частично пройден Наклонный транспортный съезд (НТС) с поверхности (отм. + 1721) на протяжении 3 км – как основная вентиляционно- транспортная выработка для отработки запасов на нижних горизонтах, в том числе и зоны Глубокое. Принятые системы разработки: с магазинированием (рис. 1.7) и подэтажными штреками с расположением камер по простиранию рудных тел (рис. 1.8). Рисунок 1.7 — Общий вид системы разработки с магазинированием руды

Рисунок 1.8 — Система разработки подэтажными штреками с торцевым выпуском руды Вскрытие запасов зоны Дальняя и рудного тела Контактовое осуществляется Спиральным съездом №1, 1670/1490; №2, 1693/1525, что позволяет обеспечить применение самоходного оборудования и сократить число вскрывающих выработок [11]. Вскрытие шахтных полей горизонтов производится квершлагами. Подготовка рудного поля производится полевыми штреками. Отработка зоны Дальняя и рудного тела Контактовое является первым этапом в отработке месторождения (Рис. 1.9). Вскрытие запасов рудных тел Глубокое и Северное 3 осуществляется Спиральным съездом №3, 1447/1160; №4, 1405/840; №5 1298/760 Вскрытие шахтных полей горизонтов производится квершлагами. Подготовка рудная при системе с подэтажными штреками и полевая при системах с магазинированием. Отработка блоков рудных тел Глубокое и Северное 3 производится в нисходящем порядке, последовательно от флангов к вскрывающим выработкам. Отработка зоны Глубокое является вторым этапом в отработке месторождения (рис.1.10). Для определения соотношения применяемых к отработке месторождения систем разработки, произведен анализ условий залегания рудных тел по всей протяженности рудного поля месторождения по этажам в пределах каждого разреза. В процессе анализа в каждом разрезе во всех выемочных этажах определены условия залегания рудных тел (угол падения и мощность). На основании этого анализа для каждого этажа определены соотношения применяемых при его отработке систем разработки (табл. 1.6).

Рисунок 1.9 — Схема вскрытия рудной зоны Дальняя и рудного тела Контактное .

Рисунок 1.10 — Схема вскрытия рудных тел Глубокое и Северное

Таблица 1.6 — Распределение систем разработки по участкам и этажам месторождения Этаж 1 Система разработки, % магазинирование Подэтажными штреками 2 3 Рудная зона Дальняя и рудное тело Контактовое 1670/1470 100 0 Рудные тела Глубокое и Северное 3 1370 66 33 1320 100 0 1270 50 50 1220 50 50 1170 0 0 1220 0 100 1170 33 66 1120 50 50 1070 100 0 1020 0 100 970 0 100 1170 100 0 1120 100 0 1070 100 0 1020 100 0 970 50 50 1 2 3 920 40 60 870 0 0 920 0 100 870 80 20 820 50 50 820 0 100 770 50 50 720 0 100

Исходя из таблицы, доля системы с магазинированием превышает долю системы с подэтажными штреками. Данная система ориентирована на отработку рудных тел мощностью от 0,6 до 2,0 м. В этом случае, возникает необходимость в рациональном подборе оборудований обеспечивающий минимальное разубоживания при проходке нарезных выработок. В Табл. 1.8 приведены сечения всех имеющихся выработок Зун-Холбинского месторождения. Таблица 1.8 — Перечень сечений выработок Зун-Холбинского месторождения № Наименование выработки Сечение в свету, м2 п.п 1 Сечение в проходке, м2 Транспортный уклон, спиральный 16,2 16,7 съезд 2 Поливой штрек, квершлаг 15,3 15,9 3 Блоковый уклон, заезд на подэтаж, 13,5 14 заезд на слой 4 Подходной орт, блоковый полевой 13,5 штрек 5 Рудный штрек 12 6 Орт-заезд 11,8 7 ВХВ 3,6 7 8 Блоковый восстающий 3,2 4,5 Перечень горного транспорта (Табл. 1.9), при котором нарезная выработка соответствует сечению 12 м2. Таблица 1.9 — Перечень горного транспорта Зун-Холбинского месторождения № Вид оборудований Марка Количество, шт 1 2 3 4 1 Самосвалы Sandvik TH 430 5 Погрузочно-доставочные Sandvik LH 307 2 машины Sandvik LH 410 3 Sandvik DL 331-7 1 п/п 2 3

Самоходные буровые Sandvik DD 321-40 3 установки Sandvik DD 311-40 1 Майнер 1 JCB Loadall 531-70 1 Грейдер 1 УАЗ Курьер 4 Вспомогательные 4 операции Перевозка людей 5 Буровые работы. Исходя из крепости пород и руды (f=14-16), проходка горных выработок и отбойка руды осуществляется буровзрывным способом с использованием мелкошпурового и скважинного методов. Для бурения предусматривается применение самоходных буровых установок Sandvik DD 311, Sandvik DD 321, Sandvik DL 331, а также перфораторов ПТ-36(48). Шпуры бурятся диаметром 42-43 мм. Длина отбойных и оконтуривающих шпуров 1,8 м, врубовых – 2,0 м. Длина отбойных шпуров при очистной выемке 1,8 м. Взрывание осуществляется патронированным ВВ типа аммонит 6 ЖВ или гранулитом А-4. Патронированные ВВ заряжаются вручную, гранулированные – с применением зарядных машин Charmec 6605 В, способ взрывания – электрический с применением ИСКРА – III. Скважины бурятся диаметром 51-64 мм. Длина скважин при очистной выемке 15,8 м. В качестве взрывчатых веществ используется гранулит А-4. Заряжание скважин с применением зарядных машин Charmec 6605 В, способ взрывания – электрический с применением ИСКРА – III. Взрывные работы предусматриваются в межсменный перерыв. Крепление горных выработок. В зависимости от горно-геологических и горнотехнических условий при проходке горных выработок предусматривается различные виды крепления: крепление деревянными и металлическими рамами НДО (всплошную и в разбежку), анкерное крепление СМАК, анкерное крепление СМАК с нанесением набрызгбетона, анкерное крепление СМАК с затяжкой бортов и кровли ЗРМ (затяжка решетчатая металлическая) и нанесением набрызг-бетона, крепление выработок большого сечения(12,816,3м2) проводимых с помощью самоходной техники производится с помощью трубчатых фрикционных анкеров (АТФ) с армокаркасами и набрызг-бетоном на сопряжениях горных выработок. Все выработки проводятся с временным креплением (распорные колонки, деревянная временная крепь). С учетом современных тенденций в области подземного строительства предусматривается крепление сталеминеральной анкерной крепью (СМАК), в том числе в

сочетании со сталеполимерной сеткой или затяжкой ЗРМ, в процессе очистных работ и при проходке горных выработок в качестве временного и постоянного крепления. Проходка горнокапитальных выработок осуществляется в массиве гранодиоритов. По устойчивости данные породы характеризуются, как средней устойчивости и средней трещиноватости; коэффициент крепости по шкале проф. М. М. Протодьяконова составляет 12 – 14. Исходя из срока существования выработок, предусматривается следующее крепление: подходные выработки – крепление СМАК или крепление рамами НДО с затяжкой бортов и кровли деревом; вскрывающие выработки – крепление СМАК с затяжкой кровли и бортов ЗРМ или деревом и последующим нанесением набрызг-бетона с толщиной слоя до 50 мм, а также крепление рамами НДО; выработки большого сечения (12,8-16,3м2) проводимые с помощью самоходной техники крепятся с помощью трубчатых фрикционных анкеров (АТФ) с армокаркасами и набрызг-бетоном с толщиной слоя до 50мм на сопряжениях горных выработок; нарезные выработки - крепление СМАК, или НДО деревянные с затяжкой бортов и кровли деревом; восстающие горные выработки - срубовое деревянное крепление; сопряжение выработок в неустойчивых породах крепятся металлическими НДО из спецпрофиля СВП с затяжкой бортов и кровли деревом. Вид крепления выбирается исходя из горнотехнических условий, отражается в проектах на выработку. Шахтные горизонты месторождения вскрыты двумя вертикальными стволами «Главный» и «Вспомогательный». Ствол «Главный» пройден с подэтажа 1790м. Глубина ствола – 500м. Ствол прямоугольного сечения размерами 6,03,0 м. Площадь сечения в проходке Sпр = 18,0м2 , в свету Sсв= 13,3 м2. Крепление деревянное, брусом. Ствол «Вспомогательный» пройден с горизонта штольни №8 (гор.1840м). Глубина ствола – 450 м. Ствол прямоугольного сечения размерами 6,03,0 м. Площадь сечения в проходке Sпр= 18,0м2, в свету Sсв= 13,3 м2. Крепление деревянное, брусом. Наклонно- Транспортный съезд (НТС) пройден с поверхности до горизонта 1290м, сечением 16,3 м2, с целью вскрытия запасов рудного тела «Глубокое». Крепление анкерное + набрызг-бетон на сопряжениях выработок. Срок отработки Зоны Дальней составляет 1 год. Потери и Разубоживания Данной Зоны и тела Контактное составляет: разубоживание 63%, потери 13 %.

1.3.2 Березитовое месторождение С учетом того, что горные работы на Южном участке карьера завершены, в первую очередь в подземную отработку вовлекаются запасы Южного участка. После окончания горных работ на Южном участке подземного рудника намечается отрабатываться запасы Северного участка (рис. 1.11). Схемы разработок для данного месторождения были приняты: С магазинорованием; с подэтажными штреками (рис. 1.12); с обрушением вмещающих пород с торцевым выпуском руды. Средняя мощность маломощных рудных тел 1,25 м. Перечень горного транспорта и оборудований (Табл. 1.10), при котором очистное пространство соответствует сечению 7,6 м2.

Рисунок 1.1й — Схема вскрытия Южного и Северного участка

Рисунок 1.12 — схема разработки с подэтажными штреками Таблица 1.10 — Основное и вспомогательное оборудование и транспорт №№ п/п 1 1 Наименование Количество 2 Буровой станок 4 2 2 Буровая установка Sandvik DD 321-40 1 3 Погрузочно-доставочная машина (ПДМ) Sandvik LH 410 (емк. ковша 4,0 м3) 1 4 5 Погрузочно-доставочная машина (ПДМ) LH 204 (емк. ковша 2,0 м3) Самосвал подземный Sandvik ТH 430 (грузоподъемность 30 тн) 1 1 6 7 Комплекс проходки восстающих КПВ-4А Перфоратор телескопный ПТ-48А 2 4 8 Перфоратор ПП-63В 4 9 Вентиляторы местного проветривания ВМЭ-12А 5 10 Вентиляторы местного проветривания ВМ-8М (ВМ-6М) 4

11 Машина для нанесения набрызг-бетона БМ-86 2 12 Базовая кассетная машина NORMET Multimec 600 с кассетой для перевозки людей 1 13 Лебедка вспомогательная ШВА-1800х0,25 6 14 Лебедка скреперная 30ЛС-2СМА 2 В табл. 1.11 представлены сечения в проходке выработок для системы с магазинированием на руднике «Березитовый». Таблица 1.11 — Сечения выработок для строительства Березитового рудника для систем с магазинированием № п.п Наименование выработок Сечение, м2 1 2 Полевой откаточный штрек Орты-заезды Блоковый вентиляционно-ходовой восстающий Рудный штрек Подсечной слой Отрезной восстающий 8 7,6 5,6 3 4 5 6 7,6 6,0 6,0 Для определения соотношения применяемых к отработке месторождения систем разработки, произведен анализ условий залегания рудных тел по всей протяженности рудного поля месторождения по этажам в пределах каждого разреза. В процессе анализа в каждом разрезе во всех выемочных этажах определены условия залегания рудных тел (угол падения и мощность). На основании этого анализа для каждого этажа определены соотношения применяемых при его отработке систем разработки (табл. 1.12). Таблица 1.12 — Распределение систем разработки по участкам и этажам месторождения Этаж Северный участок +540/+520 м +520/+470 м +470/+430 м +430/+390 м +390/+350 м Система разработки с магазинированием руды, % Система разработки подэтажными штреками, % Система разработки с обрушением % 0% 54% 52% 43% 49% 0% 44% 48% 56% 48% 100% 2% 0% 1% 3%

+350/+310 м и ниже Итого Северный участок Южный участок +420/+400 м +400/+350 м +350/+310 м +310/+270 м Итого Южный участок 50% 38% 12% 44% 45% 11% 0% 22% 9% 16% 12% 0% 76% 90% 76% 70% 100% 2% 1% 8% 18% Исходя из таблицы, системы с магазинированием имеют равную долю с системой подэтажными штреками на Северном участке. Система разработки с магазинированием руды ориентирована на отработку рудных тел мощностью от 0,6 до 2,0 м. В этом случае, возникает необходимость в рациональном подборе оборудований обеспечивающий минимальное разубоживания при проходке нарезных выработок. Буровзрывные работы. Проходка наклонных съездов № 1, 2 и 3 с углом наклона 8о, штолен и горизонтальных горно-капитальных, горно-подготовительных и нарезных выработок предусмотрена буровзрывным способом с шпуровой отбойкой и применением высокопроизводительного самоходного оборудований, обеспечивающего планируемые скорости проведения выработок. Для бурения шпуров применяется гидравлическая буровая установка Sandvik DD 32140. Горная масса из забоя отгружается: 1) при проходке горно-капитальных выработок – погрузочно-доставочной машиной LH 410 с емкостью ковша 4,0 м3 непосредственно в автосамосвал Sandvik ТН 410 грузоподъемностью 30 т; 2) при проходке подэтажных и нарезных выработок сечением 8,0 (7,6) м2 – ПДМ Sandvik LН-204 c емкостью ковша 2,0 м3 с транспортированием на специальные перегрузочные пункты и погрузкой в автосамосвалы Sandvik ТН 410. Взрывание осуществляется патронированным ВВ типа аммонит 6 ЖВ или гранулитом АС8. Патронированные ВВ заряжаются вручную, гранулированные – с применением зарядных машин ЗМК-1А. Способ взрывания – электрический с применением СИНВ – III. Проветривание тупиковых забоев осуществляется вентиляторами местного проветривания типа ВМЭ-12А, ВМ-8М, с помощью прорезиненных рукавов диаметром 8001200 мм. Способ проветривания принимается в зависимости от длины выработки (нагнетательный, всасывающий или комбинированный).

Проходка участковых рудоспусков, вентиляционно-ходовых восстающих, лифтовых восстающих предусматривается буровзрывным способом с применением комплексов проходки восстающих КПВ-4А (ООО «Амурский металлист», Россия). Комплекс предназначен для проведения восстающих выработок под углом от 60 до 90 градусов к горизонту буровзрывным способом в устойчивых породах в шахтах не опасных по газу и пыли. Шпуры бурятся телескопными перфораторами ПТ-48. Глубина шпуров – 1,5-2,0 м. Количество шпуров в зависимости рот сечения выработки принимается в пределах 3-5 шпуров на 1 м2 забоя. Восстающие выработки, проходимые с помощью комплекса КПВ-4А, проветриваются воздушно-водяной смесью. Устье восстающих оборудуется устройством дистанционного отбора воздуха для проведения экспресс-анализа воздушной атмосферы забоя. При высоте восстающего до 30 м целесообразен способ проходки восстающих с отбойкой породы скважинными зарядами. Способ является универсальным и простым в применении: исключает пребывание человека в забое, улучшает санитарно-гигиенические условия и безопасность работ, повышает темпы проходки и производительность труда. Крепление выработок. Исходя из горно-технической характеристики вмещающие породы на проектируемых глубинах устойчивы и имеют коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова f = 16-18. Согласно рекомендациям СП 91.13330.2012 «Подземные горные выработки. Актуализированная редакция СНиП II-94-80» в породах I категории устойчивости следует применять анкерную или набрызг-бетонную крепь толщиной не менее 30 мм. В монолитных, малотрещиноватых породах и рудах допускается оставление выработок без крепи. Набрызг-бетонная крепь возводится с отставанием от забоя на 20-30 м, что позволяет вести работы по креплению параллельно с остальными проходческими операциями. Для набрызг-бетонной крепи в ТЭО предусмотрено применение машины для набрызгбетона БМ-86. Срок отработки рудника составляет 5 лет. Потери и Разубоживания Беризитового месторождения составляет: разубоживание 22,24%, потери 8,94%.

1.3.3 Вывод из анализа практики строительной геотехнологии при тонкожильных месторождениях Из перечисленных рудником можно выявить несоответствия между выбором парка оборудований и транспорта. В первую очередь интересует различия выбора погрузочнодоставочного транспорта. Пример технологии «Березитового» рудника из перечисленных рудников считается оптимальным среди перечисленных месторождений, так как выбор малогаборитного погрузочно-доставочной машины (ПДМ) Sandvik LH 204 относительно средней мощности жилы дает минимальное разубоживание и потери отрабатываемой руды. В табл. 1.13 обозначены потери и разубоживания при проходке нарезных выработок для систем разработок с магазинированием. Таблица 1.13 — Потери и разубоживания при проходке нарезных выработок при системе разработок с магазинированием Березитового рудника. Рудное тело 110 135 136 117 107 105 119 109 108 111.1 172 163 164 158 156 Общее средние Мощность руд. тел, м 1,08 1,45 1,21 1,64 1,26 0,99 0,96 0,67 1,05 1,68 1,51 1,21 1,2 1,3 1,72 1,26 Ширина руд. штрека, м 2,6 Потери, % 6,55 2,65 4,55 2,6 2,42 3,18 4,31 5,22 2,74 4,14 3,08 4 2,62 2,66 3,49 3,61 Разубоживание, % 62,41 48,69 57,42 42,2 55,16 64,71 66,02 76,34 62,51 41,24 46,75 57,28 57,28 53,84 39,72 55,44 Обратный пример рудник «Холбинский». При средней мощности жилы 0,5 м и применяемого транспорта Sandvik LH 307 шириной нарезной выработки 3,1 м, дают огромную по величине разубоживание руды (Табл. 1.14), а, следовательно, качество рудной массы. Таблица 1.14 — Потери и разубоживания при проходке нарезных выработок при системе разработки с магазинированием Зун-Холбинского месторождения зоны Дальняя.

Рудное тело 122-1 122-2 122-2-1 122-4 122-5 124-1 Общее среднее Мощнотсть руд.тел, м 0,48 0,55 0,52 0,79 0,23 0,42 0,50 Ширина руд.штрека, м 3,1 Потери, % 4,00 3,12 24,61 1,75 1,96 3,19 6,44 Разубоживание, % 86,12 83,96 87,79 76,68 93,23 87,77 85,92 Рассматриваемые месторождения для систем разработки с магазинированием приняли полевую подготовку блоков. Полевая подготовка дает возможность перейти на безлюковый выпуск руды, что устраняет расходы по устройству погрузочных люков и содержании их во время эксплуатации. Уменьшается опасность работ при выпуске, улучшаются условия вторичного дробления и снижается разубоживание руды за счет более интенсивного выпуска. Создаются благоприятные условия для механизации погрузки и доставки руды, в том числе для внедрения самоходного малогабаритного погрузочно-доставочных оборудований [12]. Как видно из табл. 1.13 и табл. 1.14 наблюдается несоответствие выбора транспорта, а именно Березитовый рудник принял менее габаритный транспорт при большей мощности жилы 1,26 м, чем при Холбинском месторождении. В свою очередь Холбинский рудник принял ПДМ большего сечения при меньшей мощности рудных тел 0,5 м. В этом случае наблюдается разница между показателями разубоживания. Для уменьшения данного параметра необходимо осуществить рациональный подбор транспорта для данного месторождения. Данный анализ практик по освоению маломощных месторождений подтверждает статью Г.Г. Ломоносов, А.М. Мельниченко [5], что необходимо для маломощных рудных тел обеспечить уменьшение сечения рудных выработок для увеличения качества руды и увеличения скорости производства подготовительных и нарезных работ.

1.4 Постановка вопросов и задач исследования В ходе исследования современного состояния строительных решения на жильных месторождениях, выявлены проблемы в методе оценки геологического состояния и строительных решений. Так как жильные месторождения золота представлены в виде сложных геометрических форм, то принять минимальное возможное сечение для нарезных выработок не будет оптимальным решением. На рис. 1.13 обозначен график распределения мощности рудного тела на всю ее высоту. Следуя графику, принять сечение нарезной выработки по минимальной или средней мощности жилы не будет рациональным. Это объясняется тем, что при данных выборах возникнут следующие сценарии: во-первых, выбор сечения по минимальной мощности приведут к уменьшению разубоживания, но при это значительно увеличатся потери (рис. 1.14 ); Распределение мощности рудного тела 122-1 по горизонтам 0,8 0,6 0,5 0,4 0,3 0,2 0,1 0 1670 1665 1660 1655 1650 1645 1640 1635 1630 1625 1620 1615 1610 1605 1600 1595 1590 1585 1580 1575 1570 1565 1560 1555 1550 1545 1540 1535 1530 1525 1520 1515 1510 1505 1500 1495 1490 Мощность , м 0,7 Горизонт Рисунок 1.13 — Распределение мощности рудного тела 122-1 по горизонтам

Рисунок 1.14 — Принятие минимального сечения выработки по минимальной мощности рудного тела Во-вторых, принятие средней величины приведут к показателям, которые невозможно спрогнозировать, тоесть оценка фактического разубоживания и потери будут приблизительно или в меньшей степени отражать реальные показатели (рис.1.15). Рисунок 1.15 — Принятие минимального сечения выработки по средней мощности рудного тела В качестве примера рассматривалось одно рудное тело, а так как на руднике отрабатываются множества тел, то необходимо проанализировать все рудные тела для

достижения минимально достижимых параметров потерь и разубоживания с последующим назначением рационального сечения нарезных выработок. Для достижения цели уменьшения сечения вскрывающих выработок было принято использовать методику, позволяющая разработать параметр соответствия между природногеологическими и технологическими параметрами через количественные параметрами их сложности [3]. Необходимо отметить, что разработанная методика позволяет оценивать сложность и технологических параметров добычных работ. Вторым важным вопросом является подбор самоходных оборудований, который обеспечить заданное сечения нарезных выработок, а, следовательно, обеспечит минимальное возможное разубоживание. Для решения поставленных вопросов необходимо: 1. Выбрать методику оценки соответствия технологических параметров к сложности геологических условий 2. Опробовать выбранную методику, применительно к условиям жильных месторождений Дальнего востока. 3. Анализ комплектов самоходных оборудований обеспечивающие высокие показатели извлечения при строительстве нарезных выработок для систем с магазинированием руды. 4. Выполнить экономическую сравнительную оценку комплектов проходческих оборудований при строительстве нарезных выработок и установить область их применения.

ГЛАВА 2 АНАЛИЗ ТЕОРИИ КОЛИЧЕСТВЕННОЙ ОЦЕНКИ СЛОЖНОСТИ ПРИРОДНО-ГЕОЛОГИЧЕСКИХ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ ОСВОЕНИЯ ЖИЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ЗОЛОТА Исследования, связанные с областью количественной оценки сложности горногеологических параметров, занимались в разное время Замотин В.Б., Резниченко С.С., и другие. Как показал анализ ранее выполненных работ в настоящее время отсутствует общепринятая методика, учитывающая сложный характер, влияющих на показатели извлечения, факторов при освоении мелкомасштабных золоторудных месторождений. Это, в свою очередь, не позволяет с достаточной точностью выполнять ТЭО таких объектов и разрабатывать технические проекты для эффективного их освоения. Исследования, в области разработки маломощных и тонких залежей, в свое время занимались Ляхов А.И., Назарчик А.Ф., Мамсуров Л.А., Рафиенко Д.И., и др. Авторами достаточно подробно рассмотрены системы разработки жильных месторождений: с раздельной выемкой и закладкой, с магазинированием, с открытым очистным пространством и др. В работах уделено большое внимание не только технологии, но и условиям формирования потерь и разубоживания руды. Как наиболее адаптивной методикой расчета, которая учитывает природногеологические и технологические характеристики, принята «Количественная оценка сложности разработки мелкомасштабных месторождений золота» [3]. 2.1 Моделирование показателей соответствия технологических параметров природно-геологическим условиям В настоящее время для определения входных значений при проектировании, планировании, формализации управляющих воздействий используют средние значения показателей, которые принимаются как рациональные и нередко как оптимальные. Но среднее – это еще не оптимальное значение [3]. Формализация оптимальных значений параметров и показателей добычи и переработки руды может быть достигнута в процессе оперативного управления технологическими параметрами процессов добычи и переработки руд, основы теории которой приведены в целом ряде научных работ и базируются на вероятностностатистических методах. Но реализация теоретических положений этих исследований на практике не всегда позволяет установить и сформулировать закономерность и уровень

изменения основных технико-экономических показателей разработки, обусловленной соответствием или несоответствием технологических параметров добычных работ горногеологическим характеристикам действующих забоев. Вследствие этого существующие вероятностно-статистические методы оптимизации технологических процессов без учета их сложностей, случайных и существенных их изменений имеют свои ограничения и погрешности. Более достоверная оптимизация технологических процессов возможна только с учетом сложности величин признаков и параметров, их изменчивости. Разработанная методика оценки сложности показателей и параметров позволяет формализовать модель соответствия–несоответствия технологических параметров добычных работ к горно-геологическим характеристикам действующих и планируемых к очистной выемке забоев отрабатываемого месторождения. Это является отличительной особенностью разрабатываемого метода. Технологические параметры отработки месторождения должны максимально соответствовать естественным природногеологическим или другим заданным условиям этих месторождений. С этой целью традиционно производится оптимизация параметров, осуществляется выбор наиболее рациональных схем вскрытия, подготовки запасов руды, систем и вариантов разработки, технологии обогащения. Сложные месторождения априори требуют соответствующего сложного подхода к их разработке. Месторождения с простыми природно-геологическими условиями не требуют сложной технологии их разработки. Наоборот, месторождения со сложными условиями требуют использования сложных, многоступенчатых, дорогостоящих режимов и параметров их разработки, но отвечающих условию экономической эффективности эксплуатации. Значит, месторождению с конкретной сложностью условий требуется применить соответствующей сложности параметры разработки техн  прир , (2.1) Оценка соответствия параметров технологических процессов показателям природногеологических условий через количественные показатели их сложности – в этом главная сущность разрабатываемого метода. Показатель соответствия  с можно определять различными расчетными способами. По одному из вариантов показатель соответствия будет равен  с = техн / прир. . В противоположность этому показатель несоответствия  н / с =(1 - техн ) / прир . (2.1)  н /с будет равен: (2.1а)

По этому варианту показатели соответствия и несоответствия не всегда оказываются нормированными, так как сложности технологических процессов могут отличаться от сложности природно-геологических условий как в большую, так и в меньшую стороны. Поэтому показатели соответствия и несоответствия сложностей признаков, их сумма могут стать величинами меньше или больше 1.  с +  н / с ‹› 1. (2.3) По другому, например, варианту соответствие-несоответствие показателей сложности признаков можно определять как разницу между сложностями: с  прир  техн . (2.4) В этом случае из-за того, что прир , техн изменяются от 0 до 1, то показатели их соответствия и несоответствия будут варьировать от -1 до 1. При равенстве сложности технологических параметров и сложности природно-геологических условий показатель  с имеет близкое к 0 значение, а показатель н /с - значение близкое к 1. Такое выражение соответствия и несоответствия представляет обратную экспозицию оценки. Необходимо, чтобы полное соответствие было приравнено к 1 или 100%. А полное несоответствие – 0 в долях единицы или в процентах. 2.2 Моделирование существенности величин признаков Из полученных выше моделей оценки сложности объектов следует, что сложности отдельных природных признаков и технологических параметров определяются в первую очередь двумя структурными частями – сложностью величин признаков и сложностью их изменчивости (для вероятностных признаков) [3]. В свою же очередь сложности величин признаков и сложности их изменчивости зависят от существенности величин и их изменчивости. Такое поэтапное рассмотрение необходимо с точки зрения обоснования нормирования всех рассматриваемых показателей. Показатель существенности величин признаков имеет первостепенное значение при оценке сложности освоения объектов. Он, во-первых, показывает долю конкретного показателя, a относительно максимального значения признака или показателя A: для количественных признаков s кол = a/A , (2.5)

и долю конкретных неблагоприятных качественных показателей N ( ) к сумме всех рассматриваемых показателей N качественных признаков: для качественных признаков sкач=N ( ) /N . (2.6) Пределы их изменений составят: 0< sкач , sкол <1. (2.7) Во-вторых, показатели существенности sкач или sкол определяют долю влияния величины признака в оценке его сложности  s : а  s  f (s) = f( А ) = f  N()     N . (2.8) Ранее отмечалось, что признаки и показатели могут иметь как прямое, так и обратное влияние на сложности их величин. Тогда показатели существенности величин признаков можно определять по моделям: А) При прямом влиянии на сложность признаков или параметров: f   а) для качественных признаков – по формуле  техн=  n ; f   б) для детерминированных и вероятностных показателей – по формуле  прир=  m , то есть в целом равной отношению величины показателя с конкретным значением к его максимальному значению по конкретной их совокупности, как относительные величины с интервалом изменений от 0 до 1. Б) При обратном влиянии на сложность признаков или параметров: а) для качественных признаков: N ( ) sкач = 1 - N ; (2.9) б) для детерминированных и вероятностных показателей: а sдет,,вер = 1 - А , (2.9а) то есть в целом равной единице минус то же отношение конкретной величины показателя к его максимальному значению для конкретной их совокупности, как относительные величины с интервалом изменений от 0 до 1. Для сравнительного анализа существенности отдельных

признаков по двум и более объектам необходимо рассматривать их и сравнивать по единой нормированной шкале. То есть относительные выражения величин признаков должны определяться по отношению к конкретному максимальному значению признака из всей совокупности их по сравниваемым объектам. 2.3 Моделирование изменчивости признаков Как было выяснено ранее, значительная часть признаков, характеризующих природные особенности различных объектов и технологические параметры их освоения, описываются вероятностными (стохастическими) величинами, которые в различной степени изменчивы и в основном имеют типы распределений с правосторонней (положительной) асимметрией, близкие к логнормальному распределению [3]. Большинство природных признаков и техникоэкономических показателей принимают только положительные значения, являются действительными, положительными величинами. Теоретически величины таких признаков и показателей не могут подчиняться закону нормального распределения, так как левая сторона распределения ограничивается нулевым значением, а правая нередко не имеет ограничений. Поэтому приходится использовать закон логнормального распределения, который также не всегда может аппроксимировать характер распределения величин конкретного признака или показателя. Имеются два важных подхода к анализу ассиметричных распределений. Это, прежде всего, перевод величин изучаемых признаков или параметров в относительные от максимальных значений выражения, что обеспечивает, во-первых, ограничение по максимальной величине, равном 1. Во-вторых, все величины в целом будут находиться в нормированном от 0 до 1 поле рассеяния, что в принципе обеспечивает перевод величин различных признаков и показателей в единое вероятностное поле с нормированной шкалой рассеяния. Второй важнейший подход к анализу ассиметричных распределений заключается в том, что неравные между собой отрицательные и положительные отклонения от средних величин должны рассматриваться по отдельности, самостоятельно. Выражение характера распределения, изменчивости распределенных величин через единые показатели среднеквадратического  и среднеарифметического отклонений  не представляется обоснованным. В этом случае характер распределения вероятностных величин в целом необходимо изучать только путем изучения характера распределения отрицательных и положительных отклонений по отдельности. И при этом только на основе изучения среднеарифметических, а не среднеквадратических отклонений. В среднеквадратических отклонениях значительное влияние оказывают крайние положительные значения признаков, что существенно влияет на точность определения характера рассеяния. Поэтому более

выгодное, наиболее практичное и приемлемое положение занимает в качестве показателя рассеяния, изменчивости вероятностных величин показатель среднеарифметического отклонения, причем по положительным и отрицательным отклонениям по отдельности, как было высказано выше. Так, например, асимметрия распределения в стандартном варианте выражается через нормированный центральный момент третьего порядка. Но асимметрия распределения по своей сути выражает неравенство отклонений в ту или другую сторону от средней арифметической а. Поэтому за абсолютный показатель асимметрии можно принять, в первую очередь, разность абсолютных величин среднеарифметического положительного (Е(+)) и среднеарифметического отрицательного (Е(-)) отклонений со знаком большего из них, или алгебраическую сумму этих отклонений. Для правостороннего типа распределений положительные отклонения всегда будут превышать отрицательные отклонения. И чем меньше будет среднее арифметическое значение распределения, тем будет меньше среднеарифметическое значение отрицательных отклонений, больше будет среднеарифметическое значение положительных отклонений. Значит, будет преобладать положительное значение алгебраической суммы положительных и отрицательных отклонений. Один из важных выводов при рассмотрении соотношений положительных и отрицательных отклонений состоит в том, что на основе среднеарифметических отклонений возможно оценить изменчивость признака. При этом переводя их в относительные значения, что, по сути, имеет решающее значение, ибо в этом случае возможно достижение корректного сравнения разнородных признаков в едином одномерном случайном поле, по одномерной шкале. Характер рассеяния, изменчивость признаков определяет их неопределенность, сложность, следовательно, сложность объекта изучения. Предлагается изменчивость признаков по следующей общей схеме: а) при нормальном распределении значений признаков (рисунок 2.1, а); определять

Рисунок 2.1, а - Схема определения изменчивости признаков при их нормальном распределении и 2Е аЕ; при Е(-) = Е(+) = Е; (2.10) б) при асимметричном (правостороннем) распределении значений признаков (рисунок 2.1, б) Рисунок 2.1, б – Схема определения изменчивости признаков при их правостороннем асимметричном распределении и Е( )  Е( ) а  Е() ; при Е(-) < Е(+) ; (2.10а) в) при асимметричном (левостороннем) распределении значений признаков (рисунок 2.1, в):

Рисунок 2.1, в – Схема определения изменчивости признаков при их левостороннем асимметричном распределении Е( )  Е( ) и= A  а  Е( ) , при Е(-) > Е(+) , (2.10б) где E – среднеарифметическое отклонение от среднего значения совокупности исходных данных для вероятностных признаков с нормальным типом распределений; Е (-) и Е(+) соответственно среднеарифметические отклонения в меньшую и большую стороны от среднего значения исходных данных в абсолютных выражениях. Знаменатель (а+Е (+)) выражает сумму среднего значения признака и среднеарифметического значения отклонения признака в сторону большую от среднего значения при правостороннем типе распределении. Знаменатель (А–а+Е(-)) выражает разность между максимальным значением признака и средним значением признака плюс отрицательное среднеарифметическое отклонение при левостороннем типе распределения величин. При нормальном распределении наблюдается симметричное расположение средней величины признака относительно размаха распределения показателя. Тогда значения числителя в дробях также будут иметь симметричные в обе стороны от среднего значения, а сама изменчивость в большей мере зависит именно от средней величины случайных величин. В геометрическом плане показатель изменчивости u представляет собой отношение интервала от Е(-) до Е(+) к интервалу a плюс Е(+) для правосторонних распределений и отношение суммы тех же среднеарифметических отклонений в большую и меньшую стороны к интервалу (А-а+Е(-)) – для левосторонних распределений. Для признаков, имеющих нормальное распределение, выше обозначенные среднеарифметические отклонения будут между собой равными (Е(-) = Е(+)) и равны общему среднеарифметическому отклонению Е. Поэтому сумма меньших и больших от среднего а

среднеарифметических отклонений составляет двойную сумму от общего среднеарифметического отклонения (2Е) в формуле (2.10). Для правостороннего типа распределения, когда а  0 , то и  1 . Это происходит вследствие того, что различные признаки и показатели в абсолютном своем большинстве являются действительными, положительными величинами. И когда а  0 соответственно Е(-)  0, значение дроби по моделям 2.10а, то есть и, стремится к 1. При левостороннем типе распределения величин, наоборот, при возрастании значения а, то есть при а А , положительное среднеарифметическое отклонение также будет стремиться к 0 и в итоге и также будет стремиться к 1 (формула 2.10б). Но при совместном уменьшении Е(-)  0 и Е(+)  0 значение и  0, то есть признак определяется как детерминированная величина, без изменчивости. Так как 0  (Е(-) + Е(+))<(а + Е(+)), то 0 < и < 1, то есть и в целом всегда нормирована от 0 до 1. Таким образом, получена важнейшая характеристика показателя изменчивости и – её нормированный от 0 до 1 характер, так как сумма среднеарифметических отклонений всегда меньше суммы среднего значения и большего из среднеарифметических отклонений. Изменчивость действительных, положительных и вероятностного характера массовых природных и многих других показателей зависит от их среднеарифметической величины, среднеарифметических значений отрицательных и положительных отклонений и от размаха отклонений. Подобную множественную зависимость можно упростить приведением всех названных показателей в их относительные значения от величины размаха. Если принять, что природные показатели, как правило, изменяются от нулевого значения их минимальных величин (Амин = 0), то размах значений этих величин равен значению максимального значения А. Тогда значения других интересующих нас показателей относительно размаха величин будут равны: а Е ( ) Е ( ) Е ао = А , Е0 = А , Е(-)о = А и Е(+)О = А . (2.10в) Однако, при А = 1 для упрощения математических моделей можно принять значения а, Е, Е(), Е(+) как относительные величины в рамках относительного значения к А, то есть от 0 до 1. В этом случае все ведущие математические модели изменчивости (формулы 2.10, 2.10а и 2.10б) сохранят свои выражения, кроме как в модели по формуле 2.10б вместо А можно принять 1. В этом случае все значения показателей должны приниматься в их относительном выражении и в нормированных пределах от 0 до 1, что имеет существенное значение. Большое значение имеет не только выражение показателей в относительных и нормированных

значениях. Не менее существенное значение имеет количество исходных величин для краткого и четкого описания целевой функции, в данном случае изменчивости величин. Выше были перечислены 4 параметра, определяющие целевую функцию. Есть возможность их сокращения с названной выше целью. Так, например, если принять Е () Е ( ) а к1 = и к2 = Е() , (2.11) то выражение изменчивости примет вид: к1 (к 2  1) и = к1  к 2 , что существенно упрощает модель. При этом к1 (2.12) изменяется от 0 до 0,5, так как среднеарифметические отрицательные отклонения действительных положительных величин всегда представляет собой величину до 0,5 от среднего значения самих величин. Точные значения среднеарифметических отклонений будут приведены ниже. Значение к 2 в целом не  , но при этом для правосторонних распределений изменяется от 0 до 1, а для левосторонних – от 1 до  . В последнем случае к2 имеет ограничений, может меняться от 0 до должен быть, согласно формулы 2.10б, выражен следующим образом: Е() к2 = Е () (2.13) и может изменяться также от 0 до 1. График зависимости показателя изменчивости действительных, положительных величин от параметров к1 и к2 представлен на рисунке 2.2. Как видно на графике показатель изменчивости сохраняет свое нормированное от 0 до 1 значение при любых изменениях от 0 до 1 входных параметров. Разработанные аналитические модели теперь можно проверить на изменчивости вероятностных величин, используемых при освоении различных объектов. Например, на изменчивости данных содержания металла (золота) в добываемой руде в золоторудном горном производстве. к1,

0.5 0.4 0.3 0.2 0.1 0 0 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 к2, Рисунок 2.2 —Диаграмма показателей изменчивости величин признаков при правостороннем распределении Необходимо отметить, что содержание золота в добываемой руде при существующих параметрах опробования преимущественно бороздовыми и керновыми пробами весом от сотен граммов до первых десятков килограмм, изменяется в очень широких пределах (от сотен миллиграммов до первых килограммов в одной тонне руды). Такие содержания зависят именно от весовых значений отобранных проб. Минерализация золота в руде генетически в подавляющем большинстве происходит в виде свободного металла тонко- и мелкодисперсными частицами, чешуйчатыми и пленочными образованьями, размерами от десятков и сотен микрон и, как правило, до первых миллиметров по длине, толщине или диаметру. В этом случае если бы опробование руды велось пробами весом или размерами, соизмеримыми с весом или размерами частиц минерализации металла, то отдельные содержания металла в руде колебались бы в больших процентных соотношениях. Фактически же выше отмеченные ультранизкие содержания золота, в отдельных стандартного, веса пробах обуславливают резко правосторонний тип их распределения. Поэтому среднеарифметические отрицательные отклонения от средних значений содержаний металла будут значительно меньше среднеарифметических положительных отклонений. То есть для золоторудных месторождений характерны выражения: а  0, к2= Е(  ) Е(  ) 0 и и  1. (2.14)

Так как золото минерализуется в основном в виде свободного металла, то его максимальное содержание выражалось бы значением, близким к 1 или 100%. Размах содержания металла в руде R теоретически колеблется от 0 до 1 в относительном выражении или от 0% до 100%. Тогда среднее содержание металла равнялась бы значению с н = 0,5R или просто 0,5 при R = смакс- смин = 1- 0 = 1 в относительном выражении. При этом распределение массовых величин содержаний имел бы вид нормального распределения. В этом случае величина среднеквадратического отклонения  же время, когда с н н равнялась бы примерно 1/6 размаха R. В то = 0,5R или просто 0,5 при R=1, то  н = 0,5/3 = 0,1667. В то же время из теории математической статистики известно, что среднеарифметическое отклонение Ен = 0,7979  н . Тогда в относительном выражении Ен = 0,7979  0,1667 = 0,133. Но при бороздовом и керновом опробовании, когда вес проб колеблется от сотен граммов до нескольких десятков килограмм, содержание металла сi принимает сверхнизкие значения и тип распределения массовых значений содержаний принимает правостороннюю асимметрию. При этом есть возможность выражать следующие параметры асимметричного распределения (в относительных нормированных от 0 до 1 выражениях): с в – среднеарифметическое значение содержания по выборке, то есть по конкретному изучаемому объекту; Е(-) – среднеарифметическое отрицательное отклонение от среднеарифметической величины по выборке; Е(+) – среднеарифметическое положительное отклонение от среднеарифметической величины по выборке. Из теории математической статистики имеем: с в Е в ( )  или сн Ен 1  с в Ев (  )  . сн Ен (2.15) При постановке известных значений с н  0,5 и Ен = 0,133 получаем (рисунок 2.3):

0,30 Е в ( -) ,Е в ( +) 0,25 0,20 0,15 0,10 0,05 с в , д.е. 0,00 0,00 0,25 0,50 0,75 1,00 Рисунок 2.3 – Зависимости среднеарифметических отклонений от среднеарифметических значений содержания по выборкам Ев(-) = 0,266 с в и Ев(+) = 0,266 (1  с в ) . (2.15а) В фактических распределениях максимальная величина признаков, как отмечалось ранее, не всегда достигает полного размаха, равного 1. То есть Rф < 1. Тогда Ев(-) < 0,266 с в и Ев(+) < 0,266 (1- с в ). Поэтому большое значение имеет величина кR = Rф R  Rф 1  Rф . (2.16) В этом случае и другие параметры будут взаимозависимы в пределах фактического размаха Rф , выраженного в относительных от 0 до 1 выражениях: Ев(-) < 0,266 св Rф , Ев(+) < 0,266(1- с в ) Rф. (2.17) Параллельно изменятся и значения  , V:  (-)=0,266×1,25 св Rф =0,333 св Rф, или  (+)=0,266×1,25(1- св ) Rф =0,333(1- св )Rф; V(-) =  (-) с(-) =0,3325 Rф, V(+) = 0,3325(1- с в ) Rф / с в . (2.18) (2.19)

Аналогично можно выразить и значения изменчивости: и= 0,266 Rф св (1  0,266 Rф )  0,266 Rф (2.20) 0,266 Rф . 1  св (1  0,266 Rф ) (2.21) или и= Значения изменчивости можно выразить и через среднеарифметические отклонения: и= и= Ев ( )  Ев (  ) Rф Ев (  )  Ев (  ) Rф 0,266 Rф Ев ( )  Ев (  ) Rф Ев (  ) 1  Ев (  ) 0,266 Rф ; (2.22) . (2.23) Таким образом, изменчивость признаков при асимметричных распределениях, в последующем и сложности оцениваемых величин можно выразить в относительных выражениях через значения среднеарифметических величин и их размах. И, как было определено выше, через значения среднеарифметических величин и их размах могут определяться и другие параметры распределений ограниченных, действительных, положительных вероятностных величин, к которым в основном и принадлежат многие показатели и параметры объектов, процессов, явлений. Разработанный метод количественной оценки изменчивости применим для анализа вероятностных данных не только по различным типам объектов, по многим другим вероятностным совокупностям данных.

Rф, 1 0.9 0.8 0.7 0.6 0.5 0.4 0.3 0.2 0.1 0 0 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 Содержание металла в выборке по объекту, св, Рисунок 2.4 – Зависимость показателя изменчивости от параметров распределения Принятый показатель изменчивости и отличается от коэффициента вариации V тем, что нормируется в указанных выше пределах (от 0 до 1). Поэтому точнее этот показатель изменчивости можно определить как нормированный коэффициент вариации, основанный не на показателе среднеквадратического отклонения, а на показателях среднеарифметических отклонений. Этот показатель может более строго, прежде всего, нормировано оценивать изменчивость любых исследуемых вероятностных величин. И зависит не только от значений среднеарифметических отклонений, но и от среднего арифметического значения признака. Отмечаем, что определение показателя изменчивости через среднеарифметические отклонения в большую и меньшую стороны от среднего арифметического объясняется необходимостью оценивать вариации данных при их асимметричном распределении. При нормальном распределении было бы достаточно выражать изменчивость через значение относительного от 0 до 1 среднеквадратического отклонения  : 2 (2.24) . a  При этом показатель изменчивости был бы непосредственно связан с относительным u0  от 0 до 1 значением коэффициента вариации V : u0  2V . 1V (2.25)

Но при известном преобладании асимметричных распределении, в особенности крайне правостороннего типа, использование среднеквадратического отклонения представляется излишним. В этой связи однозначно определяется необходимость выражения изменчивости только через значения среднеарифметических отклонений. Известно, что различные типы асимметричных распределений непрерывных вероятностных величин аппроксимируются различными законами. Прежде всего, логнормальным распределением, гамма-распределением, распределениями Рэлея, Максвелла, Симпсона, Коши, равномерной плотности и другими. По всем указанным законам возможно определение свойственных им среднеквадратических отклонений, как критериев изменчивости, вариации признаков. Но до сих пор не было достигнуто математического выражения обобщенного критерия изменчивости вне зависимости от закона распределений. Именно принятый показатель и может стать обобщенным, универсальным критерием изменчивости действительных, положительных, непрерывных, случайных величин вне зависимости от закона распределений. Только показатель и может оценивать изменчивость вероятностных величин при изменении их среднеарифметических величин от минимального до максимальных значений в полном интервале размаха значений и с учетом положительных и отрицательных среднеарифметических отклонений. В этом состоит важнейшая особенность и преимущество принятого показателя и. И это имеет особенно позитивное значение при анализе и изучении вероятностных природных признаков и технологических параметров, их сложности. Следует отметить ещё следующую важнейшую особенность полученного критерия изменчивости. Это то, что показатель изменчивости и, то есть его составные части – положительные и отрицательные среднеарифметические отклонения, в определенной мере являются относительными среднеарифметическими погрешностями (ошибками)  показателя среднеарифметической величины а для асимметричных распределений:   f (и) = f ( Е (  )  Е   а  Е   ). (2.25) Иначе (1- и(-))  а < а < (1+ и(+))  а. Это является важным фактором определения неопределенности (2.26) показателя среднеарифметической величины, риска его не подтверждения в процессе его использования и реализации. Таким образом, предложенный, по существу очень простой, метод позволяет осуществлять индивидуальную оценку изменчивости самых разнородных признаков. Это в

свою очередь позволяет сравнивать изменчивости, а в последующем сложности многих отдельных признаков между собой. 2.4 Вывод применяемой методики Методика, основанная на соответствии сложности природно-геологических и технологических параметров, позволит количество определить сложность данных параметров и соотнести их между собой [3]. Применительно к цели исследования, в качестве природной сложности принимается изменчивость мощности рудных тел. Данный параметр выбран из условий проходке нарезных выработок по рудному телу. Уточнение сложности мощности позволит соотнести сечение нарезной выработки и принять оптимальную величину. В качестве технологической сложности, на стадии проектирования, принимается изменчивость разубоживания при принимаемом сечении нарезной выработки. Данная методика соответствует задачи исследования и применительно к условиям строительства на стадии проектирования.

ГЛАВА 3 АПРОБАЦИЯ ВЫБРАННОЙ МЕТОДИКИ 3.1 Расчет природно-геологической и технологической сложности Расчет соответствия применяемых оборудований при строительстве нарезных выработок осуществляется методикой, описанной в главе 2. Основа методики заключается в том, чтобы сложность природная максимально соответствовала сложности технической, по формуле (2.1). В качестве природной сложность участвует сложность мощности рудного тела, а в качестве технической сложности участвует сложность разубоживания с учетом принимаемых оборудований при проходке нарезных выработок. Согласно применяемой методики, сложность отдельного признака определяется конкретными значениями сложности величин признаков и сложностью их изменчивости (для вероятностных признаков): ij  (s ,ij , u ,ij ), где s ,ij (3.1) - показатель сложности величин i, j – го признака; u ,ij - показатель сложности изменчивости i, j – го признака. Расчёт показателя сложности мощности отдельных рудных тел, а так же общей сложности по зоне Зун-Холбинского золоторудного месторождения представлен в таблице 3.1. Таблица 3.1 — Расчет показателей сложности мощности (природная сложность) рудных тел Показатели Максимальная мощность, А Среднее значение мощности, а Сложность существенности мощности, λs Среднее арифметическое отрицательного отклонения, Е(-) Среднее арифметическое положительного отклонения, Е(+) Сложность изменчивости мощности, λu Сложность мощности, λм (природная сложность) 1221 Номер рудного тела 122- 122- 122- 122- 1242 2-1 4 5 1 м 0,74 1,03 0,83 1,34 0,32 0,62 1,34 м 0,51 0,71 0,75 1,00 0,24 0,51 0,58 0,16 0,16 0,05 0,13 0,13 0,09 0,28 м 0,40 0,50 0,85 0,66 0,57 0,72 0,29 м 0,88 0,87 0,96 0,85 0,88 0,93 0,57 0,900 0,83 0,80 0,53 0,86 0,927 0,504 1,05 0,84 0,66 0,99 0,79 Единица измерения 0,99 1,01 Общее

Как указанно выше, в качестве технической сложности применяется показатель рузубоживания. Согласно методики Иргиредмет [13], разубоживание при проходке и нарезных работах складываются из:  Разубоживание на контактах с вмещающими породами 𝜇 2 𝑃11 = 0,5 ∙ 𝐴 (1+𝜇) ∙ 𝑆к ∙ 𝛾в , т (3.1) где А - средняя амплитуда извилистости геологического или технологического контакта "руда-порода", м; μ - Оптимальное соотношение между потерями и разубоживанием на границе выемки, доли. ед; Sк - суммарная площадь контакта "руда-порода", м2; γв – плотность вмещающих пород, т/м3. Сложность мощности, согласно [14], может участвовать в расчете разубоживания в качестве средней амплитуды извилистости геологического или технологического контакта "руда-порода". Тогда формула будет иметь вид: 𝜇 2 𝑃11 = 0,5 ∙ λм ∙ а ∙ (1+𝜇) ∙ 𝑆к ∙ 𝛾в ,т (3.2) где λм – сложность мощности, доли. ед; а – среднее значение мощности, м.  Разубоживание в кондиционной руде, отправленной потребителю 𝑃21 = 𝑆в ∙ 𝐿 ∙ 𝛾в , т (3.3) где Sв - средняя площадь породы в контуре проходческого забоя, м2; L - Длина выработки, проводимой по рудному телу, м. В итоге, общее разубоживание зависит от параметров: λм, Sв, Sк. Два последних из приведенных параметров зависят от принимаемых оборудований. Для расчета технической сложности, при комплекте оборудований: погрузочнодоставочный транспорта Sandvik LH 307, самоходная буровая установка Sandvik DD 311-40, сечение выработки 12м2 (рис. 3.1), необходимо провести расчет разубоживания для всех рудных тел, затем провести расчет сложности разубоживания по полученным данным.

Рисунок 3.1 — Сечение рудного штрека в системах разработки с магазинированием На рис. 3.2 указано разубоживание относительно двух методик [3], [13]. 100 90 РАЗУЮОЖИВАНИЕ, % 80 70 60 50 40 30 20 10 0 методика [3] 122-1 85 122-2 79 122-2-1 88 122-4 70 122-5 93 124-1 85 методика [13] 86 84 88 76 93 88 Рисунок 3.2 — Показатели разубоживания, рассчитанные по разным методикам

Из диаграммы видно, что при применении сложности мощности в расчете разубоживания дает уточнение в меньшую сторону, что доказывает источник [14]. В табл. 3.2 проведен расчет сложности по двум методикам. Таблица 3.2 — Расчет показателя сложности разубоживания (технологическая сложность) по двум методикам Показатели Единица измерения Общее разубоживание при мет. [13] Общее разубоживание при мет. [3] % % 93.15 85,76 92,94 83,38 0,04 0,05 % 0,86 0,8 % 0,95 0,94 0,509 0,514 0,548 0,565 Максимальное разубоживание, А Среднее значение разубоживания, а Сложность существенности разубоживания, λs Среднее арифметическое отрицательного отклонения, Е(-) Среднее арифметическое положительного отклонения, Е(+) Сложность изменчивости разубоживания, λu Сложность разубоживания, λтех (технологическая сложность) Из полученных данных проводится расчет соответствия сложности технической к сложности природной – формула (2.1) λ При методике [3] 𝜑с = λ тех = при λ 0,565 0,79 При методике [13] 𝜑с = λ тех = при = 0,71, % 0,548 0,79 = 0,69, % Два уравнения указывают на то что при использовании методики [3] имеет наибольшее соответствие сложности. Но при выборе данного комплекта оборудований не говорит о том, что оно является оптимальным решением. Для уточнения комплекта оборудований, который даст минимальное разубоживание и максимальное соответствие природной и технологической сложности, необходимо провести ряд расчетов сложности разубоживания при разных комплектах оборудований. Исходя из данных расчетов, можно выявить наиболее оптимальный вариант комплекта для проходки нарезных выработок.

3.2 Выбор оптимального самоходных оборудований Для обеспечения уменьшенного сечения рудных штреков необходимо подобрать парк оборудований, состоящие из ПДМ и буровых установок. Для увеличения производительности буровых работ было принято использовать самоходные буровые установки. В настоящее время машиностроительные компании предоставляют широкий ассортимент малогабаритных оборудований для механизации процессов бурения, погрузки и доставки, проходки восстающих и т.д. В табл. 3.3 и табл. 3.4 указаны малогабаритные оборудование удовлетворяющие требования по проходке маломощных жил до 1 м. Таблица 3.3 — Предпочтительный перечень ПДМ для доставки руды при проходке маломощных жил. Sandvic LH201 Высота 2045 мм Ширина 1055 мм Вместимость ковша 0,54 м3 Sandvic LH203 Высота 1840 мм Ширина 1480 мм Вместимость ковша 1,35-1,75 м3 Aramine L 130D Высота 1990 мм Ширина 1040 мм Вместимость ковша 0,5-0,75 м3 Aramine L 110E Высота 1996 мм Ширина 880 мм Вместимость ковша 0,4-0,6 м3

PAUS PFL 8 Высота 1700 мм Ширина 1200 мм Вместимость ковша 0,5 м3 PAUS PFL 12 Высота 1850 мм Ширина 1350 мм Вместимость ковша 1,2 м3 ПД-2Д Высота 1950 мм Ширина 1450 мм Вместимость ковша 1,16 м3 Joy LT 70 Высота 1932 мм Ширина 900 мм Вместимость ковша 0,38 м3 ПД-2Э Высота 1950 мм Ширина 1450 мм Вместимость ковша 1,16 м3

Таблица 3.4 — Перечень буровых установок для бурения шпуров при проходке рудных штреков Sandvic DD211L-V Высота 1950 мм Ширина 2260 мм Диаметр бурения 38-51 мм JOY NV 1 Высота 2261/2810 мм Ширина 1067 мм Диаметр бурения 36/89 мм MUKI FF Высота 1900 мм Ширина 1050 мм Диаметр бурения 28-45 мм Boomer T1 Высота 2024/2726 мм Ширина 1300 мм Диаметр бурения 38-48 мм Согласно результатам производственно-экспериментального исследования, дают основание сделать вывод, что самоходные оборудование для отработки маломощных жил должны иметь следующие геометрические параметры: ширина - 1000 мм, высота – 1950 мм [15]. Согласно главе 3.1, оборудование должно соответствовать наименьшим показателям параметров: λм, Sв, Sк. Данные показатели достигаются наименьшей высотой выработки и наименьшей ее ширины. Как итог, необходимо обеспечить минимальное, из возможных,

площади оборудований по длине нарезной выработки. Выбранные оборудование отобраны из данного условия и из практики строительства на маломощных рудных месторождениях. В таблице 3.4 указаны габаритные размеры оборудований и их площадь сечения. Из площадей сечений отбирается минимальное из представленных и из данного сечения подбирается ПДМ и буровая установка. Таблица 3.4 — Габаритные размеры оборудований ПДМ Модель оборудований Sandvic LH201 Sandvic LH203 Aramine L 130D Aramine L 110E PAUS PFL 8 PAUS PFL 12 ПД-2Д Joy LT 70 ПД-2Э Модель оборудований Sandvic DD211L-V JOY NV 1 MUKI FF Boomer T1 Высота, Ширина, Вместимость Габаритный мм мм ковша, м3 объем, м2 2045 1055 1840 1480 1990 1040 1996 880 1700 1200 1850 1350 1950 1450 1932 900 1950 1450 Буровые установки Высота, Ширина, мм мм 1950 2261 1900 2024 2260 1 067 1050 1300 0,54 1,35-1,75 0,5-0,75 0,4-0,6 0,5 1,2 1,16 0,38 1,16 2,16 2,72 2,07 1,76 2,04 2,50 2,83 1,74 2,83 Диаметр бурения, мм Габаритный объем, м2 38-51 36-89 28-45 38-48 4,41 2,41 2,00 2,63 Из данной таблицы было принято решение вести подбор оборудований в первую очередь из габаритов буровых установок, так как они являются наиболее габаритными. Минимальным габаритной буровой установкой является MUKI FF, с габаритным размером 2 м2 (рис.3.3). ПДМ принимается в комплект с габаритами не больше MUKI FF и с наибольшей вместимостью ковша.

Рисунок 3.3 — Габаритный размер буровых установок Из предложенных ПДМ отобрано 3 машины со схожим сечением (рис.3.4). Машины: Aramine L 130D, Aramine L 110E, Joy LT 70. В равной степени подходят под сечения буровой установки. Следуя формула (3.1), (3.2), чтобы обеспечить минимальное разубоживание необходимо придерживаться минимальных Sв и Sк. Из отобранных ПДМ наиболее предпочтительный Aramine L 130D с сечением 2,07 м2. Заметим, что данная ПДМ больше буровой установке на 0,07 м2, когда имеется возможность выбрать Joy LT 70 с сечением 1,74 м2. Данный выбор поясняется тем, что при выборе Joy LT 70 общее сечение под комплект оборудований поднимается по высоте больше, чем при Aramine L 130D. Общая ширина выработки при выборе этих двух машин не изменится.

Рисунок 3.4 — Соотношение габаритных размеров ПДМ к буровой установке Тогда оптимальный комплект оборудований состоит из ПДМ Aramine L 130D и буровой установки MUKI FF. Сечение выработки имеет вид (рис. 3.5). Рисунок 3.5 — Сечение рудной выработки под ПДМ Aramine L 130D и буровой установки MUKI FF

3.3 Расчет показателя соответствия для различных комплектов оборудований. В данной главе проанализированы три комплекта оборудований на соответствие сложности технологической к сложности природной. Первый комплект оборудований принят из главы 3.1, далее (комплект №1). Второй комплект оборудований принят из практики отработки жильных месторождений Берестового рудника, далее (комплект №2). Третий комплект был принят из главы 3.2, далее (комплект №3). В таблице 3.5 указаны названия комплектов оборудований и их состав. Расчет сложности и общего разубоживания производится согласно главе 3.1. Таблица 3.5 — Комплекты оборудований Комплект №1 Зун- Комплект №2 Холбинского Березитового рудника рудника ПДМ Sandvik LH 307 Sandvik LН-204 Aramine L 130D Буровые установки Sandvik DD 311-40 ПТ-48А MUKI FF Сечение выработки 12 м2 7,6 м2 6 м2 Оборудование Комплект №3 из глав. 3.3 На рисунке 3.6 наблюдается наименьшее разубоживание при комплекте оборудований из глав. 3.2.

100 90 РАЗУЮОЖИВАНИЕ, % 80 70 60 50 40 30 20 10 0 комплект №1 122-1 85 122-2 79 122-2-1 88 122-4 70 122-5 93 124-1 85 комплект №2 80,02 72,05 83,70 59,30 90,44 79,65 Комплект №3 75,42 65,63 79,18 50,06 88,28 75,01 Рисунок 3.6 — Показатели разубоживания, рассчитанные по разным комплектам В табл. 3.6 приведен расчет сложности мощности для имеющихся комплектов оборудование. Расчет показывает, что, чем меньше сечение выработки, тем больше возрастает сложность разубоживания. Таблица 3.6 — Расчет показателя сложности разубоживания по двум методикам Показатели Максимальное разубоживание, А Среднее значение разубоживания, а Сложность существенности разубоживания, λs Среднее арифметическое отрицательного отклонения, Е() Среднее арифметическое положительного отклонения, Е(+) Сложность изменчивости разубоживания, λu Сложность разубоживания, λтех (сложность технологическая) Единица измерения Комплект №1 Комплект №2 Комплект №3 % 92,94 90,44 88,28 % 83,38 77,53 72,26 0,05 0,07 0,09 % 0,8 0,73 0,66 % 0,94 0,92 0,9 0,514 0,521 0,528 0,565 0,592 0,618

Из полученных данных проводится расчет соответствия сложности технической к сложности природной – формула (2.1). λ Комплект №1 𝜑с = λ тех = при λ Комплект №2 𝜑с = λ тех = при λ Комплект №3 𝜑с = λ тех = при 0,565 0,79 0,592 0,79 0,618 0,79 = 0,71, %; = 0,75, %; = 0,78, %. Как видно из расчетов, наибольше соответствие природной и технологической сложности является применение комплекта №3 (ПДМ Aramine L 130D и буровая установка MUKI FF) с площадью сечения 6 м2. 3.4 Окончательный вариант комплекта оборудований Для окончательного выбора комплекта оборудований, необходимо определить при какой ширине выработки соответствие примет 100 %. Инструментом данного вычисления служит построение линии тренда. За ось x приняты значения ширины выработки, за ось y соответствия сложности при показателях х (рис 3.7). Рисунок 3.7 — Линия тренда соответствия сложностей от ширины выработки

Из полученной линии тренда, график представляет собой квадратичную функцию, которая с вероятностью 99 % описывает данную зависимость. Для определения минимальной ширины сечения выработки, в выявленной формуле параметр х подставляем значение 1: 𝑦 = 39.239𝑥 2 − 74.954𝑥 + 36.693, м (3.4) 𝑦 = 39.239 ∙ 12 − 74.954 ∙ 1 + 36.693 = 1,0 м. Важный момент расчета заключается в том, что используя данный расчет, высчитанная мощность (1 метр), ориентирован на то, при всем расчете разубоживание не будет иметь отрицательного значения (табл. 3.7). Рудное тело 122-4 имеет разубоживание -10.09 %. Это означает, что ширина выработки не захватывает все рудное тело, приводящая к потерям руды. В этом случае расчет сложности разубоживания (технологическая сложность) для ширины выработки равное 0,9 м является не корректным. При выработке равной 1 метру достигается минимальное возможное разубоживание 42,16 % без потерь руды. Соответствие сложности технологической к природной будет равен: 𝜑с = Таблица λприр λтех 3.7 0,79 = 0,946 ∙ 100 = 83, %; — Показатели разубоживания и расчет сложности разубоживания (технологической сложности) при выработка равные 1,0 и 0,9 м Рудное тело Мощность рудного тела, м Разубоживание, % 122-1 0,51 49,95 44,16 122-2 0,71 30,04 21,97 122-21 0,75 46,05 35,86 122-4 1,0 0,88 -10,09 Ширина 1,0, м Разубоживание Показатели Ширина 0,9, м Максимальное разубоживание ,А Среднее значение разубоживания ,а Сложность существенност и разубоживания , λs Среднее арифметическо е отрицательног о отклонения, Е(-) Единица измерен ия Ширина 1,0, м Ширина 0,9, м % 76,53 73,91 % 42,16 34,94 0,22 0,26 0,46 0,37 %

122-5 0,24 76,53 73,91 124-1 0,51 49,53 43,80 Сред. знач. 0,62 42,16 34,94 Среднее арифметическо е положительног о отклонения, Е(+) Сложность изменчивости разубоживания , λu Сложность разубоживания , λтех (технологическ ая сложность) % 1,00 1,00 0,722 0,814 0,946 1,078 Следуя показателю соответствия сложностей вариант сечения выработки с шириной 1,0 м наиболее соответствует и является оптимальным. Выбор данного сечения невозможен из-за условий эксплуатации выработки: Отсутствие оборудований обеспечивающий ширину выработки в 1 м обеспечивающие зазоры между оборудованием и сечением выработки, согласно строительным нормам [16] ; Данная ширина удовлетворяет вариант строительства ручным трудом, но вызывают сложности в отгрузки горной массы, перемещение в выработке, безопасности эксплуатации выработки. Исходя из вышеперечисленного, на строительство нарезных выработок применяется комплект оборудований №3.

ГЛАВА 4 СТРОИТЕЛЬНЫЕ РЕШЕНИЯ ПРИ ПРОХОДКЕ ПНВ 4.1 Расчет паспорта буровзрывных работ при проходке рудного штрека Проходка горных выработок относится к одному из наиболее мощных и трудоемких этапов разработки рудных месторождений подземным способом. При проведении выработок взрывным способом выполняют целый ряд операций. Основными среди них является бурение шпуров, заряжание взрывание, проветривание, уборка породы, крепление выработки. Паспорт БВР является одним из основных документов на производстве взрывных работ. Дальнейшнее составления паспорта БВР основывается на методике С.А. Вохмин [17]. Выбор проходческого оборужования Погрузочно-доставочная машина - Aramine L 130D (табл. 4.1) Буровая установка - MUKI FF (табл. 4.2) Таблица 4.1 — Технические данные ПДМ Aramine L 130D Показатели Значение Грузоподъёмность, т 1,2 Вместиость ковша, м3 0,6 Габариты, мм Длина 5345 Ширина 1040 Высота 1990 Высота разгрузки ковша, мм 2150 Радиус поворота, мм Внешний радиус 3612 Внутренний радиус 2125 Максимальная скорость груженного, км/ч 8,5 Установленная мощность, кВт 53 Масса, т 4,6 Время погрузки, мин 0,5 Время разгрузки, мин 0,2

Таблица 4.2 — Технические характеристика установки MUKI FF Характеристика Значение Величина хода раздвижной колонны, мм 1000 Скорость хода раздвижной колонны, м/с 0,025 Скорость подачи бурильной головки в холостую при прямом и обратном ходе, м/мин Количество одновременно забуриваемых шпуров, шт 3 1 Диаметр шпуров, мм 32-64 Глубина шпуров, м До 3 Величина хода автоподатчика, мм 4500 Расход сжатого воздуха, л/с 83,3 Расход масла, см3/мин 0,8 Расход воды, л/мин 25 Габариты , м высота 1,9 ширина 1,05 Длина 8,33 Масса установки, т 7,38 Выбор тип вруба Для данного сечения возможно принять: прямой щелевой вруб - в выработках любого сечения по породам средней крепости и крепким или при наличии в выработке прослойка более мягкой породы. Вруб состоит из шпуров, заряжаемых через один. Все врубовые шпуры (длина 2,5—4 м) бурят на расстоянии 10—20 см один от другого и взрывают одновременно. Отбитая при взрывании вруба порода только на 40—60 % выносится из полости вруба. Для увеличения выброса породы из врубовой щели рационально центральный или нижний шпур бурить на 20—30 см длиннее остальных шпуров, заряжать небольшим зарядом (0,3-0,6 кг) и взрывать вслед за врубовыми шпурами с замедлением 20-50 мс. Выбор ВВ Способ заряжания — ручной Патронированное ВВ Принимаем Детонит М; e=480см2. Диаметр Dп=36мм Масса Мг=250г

Длина Lp=200мм Плотность 1,2 Выбор диаметра шпура Принимаем коронку ККП-43-25 Выбор способа инициирования Принимаем ЭДКЗ-ПМ-15 Расчет количества шпуров. N 12.7  qвв  S (4.1)   d n  kз где N – число шпуров в комплекте, шт.; qвв – удельный расход ВВ, кг/м3 ; S – сечение 2 выработки в проходке, м2 ; Kз – коэффициент заполнения шпуров ВВ (табл. 4.3), доли ед.; Δ – плотность заряжания ВВ (принято 1,1), г/см3 ; dп – диаметр заряда (патрона) ВВ, см. Сечение выработки в проходке: 𝑆 = (1,03 ÷ 1,05) ∙ 𝑆ч , м2 (4.2) 𝑆 = 1,03 ∙ 6 = 6,18, м2 Удельный расход ВВ по формуле проф. Н. М. Покровского: 𝑞вв = 0,1 ∙ 𝑓 ∙ 𝑓0 ∙ 𝑢 ∙ 𝑚 ∙ 𝑒, кг/м3 (4.3) где qвв – удельный расход ВВ, кг/м3; ƒ – коэффициент крепости породы по шкале проф. М. Н. Протодьяконова (принимаем 12); ƒо – коэффициент структуры породы (принимаем 1,2); u – коэффициент зажима, учитывающий величину площади забоя выработки и число обнаженных плоскостей рассчитывается по формуле: u = 6,5/√𝑆ч (4.4) где Sч – площадь сечения выработки вчерне, м2; m – коэффициент, учитывающий примененяемый диаметр коронки: 𝑚 = 32/𝑑к . (4.5) Коэффициент учитыващий работоспособность ВВ: 𝑒 = 𝑝д /рвв. (4.6) где рд – работоспособность 62 %-го динамита, см3; рвв – работоспособность применяемого ВВ, см3 (применяем Детонит М). 380 = 0,75 480 32 𝑚= = 0,7 43 6,5 u= = 2,65 √6 𝑒=

𝑞вв = 0,1 ∙ 12 ∙ 1,2 ∙ 2,65 ∙ 0,7 ∙ 0,75 = 2,0, кг/м3. 6,18 𝑁 = 12,7 ∙ 2,0 ∙ (1,1∙3,62 ∙0,6) = 20,1 = 20, шт Вывод: общее число шпуров 20 штук. Расчет врубовых шпуров Число шпуров в щелевом врубе: Nвр = (hщ/aщ)+1, (4.7) где hщ - высота (длина) щелевого вруба, м; aщ - расстояние между парами шпуров, м. hщ=1,4× Wотб ащ  с  d з (4.8)  e  (4.9) где с – коэффициент, зависящий от акустической жесткости взрываемой породы, 6 ед. hщ=1,4× Wотб =1,4×1,6=2,24м 1,1 𝑎щ = 6 ∙ 0,036√0,75∙2,74 = 0,16, м Минимальная высота клинового вруба (hк, м) должна быть не меньше величины сопротивления для отбойного шпура, работающего на вруб (Wотб, м) Wотб  47d з    e U отб (4.10) где d – диаметр заряда ВВ, м; γ – плотность породы, т/м3 ; Uотб - коэффици- ент зажима для отбойных шпуров (Uотб = 0,6 - для малых сечений выработки, Uотб = 0,7-0,8 - для средних сечений выработки, Uотб = 0,9 - для больших сечений выработок) 1,1 𝑊отб = 47 ∙ 0,036√2,74∙0,75∙0,6 = 1,6, м Число шпуров в щелевом врубе: Nвр = (hщ/aщ)+1=(2,24/0,16)+1=15шт Вывод: количество врубовых шпуров 15 штук. Расчет оконтуривающих шпуров Оконтуривающие шпуры в зависимости от крепости пород бурят на расстоянии 0,41,0м один от другого или рассчитывают по формуле: аок = (0,6÷0,7)×Wотб, аок = (0,6÷0,7)×Wотб,=0,6×1,6=0,96м Оконтуривающие шпуры по подошве: (4.11)

Количество шпуров: (4.12) Bп 1 аок п nок  где Bn— ширина по почве расстояние между шпурами: a п ок (4.13) B  п п hок  1 2.05 𝑛 𝑛ок = 0.96 + 1 = 3 шп 2.05 𝑛 𝑎ок = 3−1 = 0,925 м Оконтуривающие шпуры по борту: Количество шпуров: (4.14) n б ок h  1 1 аок где h1 — высота стенки расстояние между шпурами: б aок  б 𝑛ок = 2.4 0.96 h1 n 1 (4.15) б ок + 1 = 4 шп 2.4 б 𝑎ок = 4−1 = 0,76 м Оконтуривающие шпуры по кровле: Длина дуги колоты — 2,7 м Количество шпуров: n k ок  Lg аок 1 (4.16) где Lg — длина дуги расстояние между шпурами: k aок  Lg k nок  1 (4.17) 2.7 𝑘 𝑛ок = 0.96 + 1 = 4 шт 2.7 𝑘 𝑎ок = 4−1 = 0.79 м Общее количество шпуров 26 шт. Расчет длины проходки через комплексное время на длину проходки 1 м

Процессы по циклу: 1. Бурение шпуров (26 шпур) буровой машиной MUKI FF. 2. Заряжание ручным способом. Заражаются 26-7=19 шпуров. 3. Уборка породы MUKI FF, объем уборки Vубор=6,18 м3. Расстояние до обменного пункта 150 м. Вывод: количество полученных шпуров оказалось гораздо больше, чем расчетным числом. Данная формула (4.1) не рассчитывает количество шпуров врубовых, так же число шпуров меняется за счет сложного по форме колоты. 4.2 Расчет анкерной крепи Анкерная крепь предназначена для крепления подготовительных выработок с целью обеспечения безопасности проведения работ и обеспечения проектного контура выработки. Расчет крепления основывается на оценки устойчивости пород. Оценку устойчивости пород и выбор крепи производят по величине безразмерного показателя Пу (табл. 4.3) [18]. Сам расчет имеет вид: Пу = 𝛾Н/(𝜎сж ∙ 𝜀) Где γ — плотность породы, кг/м3; H — Расчётная глубина выработки, м; σсж — придел прочности на сжатие, МПа; ε — коэффициент длительной прочности. При выборе крепи следует отдавать предпочтение более экономичным облегченным видам: набрызгбетонной, анкерной или их совместному применению. Соответствие выбранной по Пу крепи к конкретным условиям эксплуатации проверяются расчетами.

Таблица 4.3 — Выбор крепи по безразмерному показателю Значение Пу Рекомендуемая крепь ≤ 0,05 Без крепи Не более 0,1 Без крепи, когда породы устойчивые, или набрызгбетонная толщиной 3-5 см, когда породы склонны к выветриванию 0,1-0,3 Анкерная или комбинированная Более 0,3 до 0,45 Без обратного свода: монолитная бетонная, деревянная, металлическая податливая. Возможно комбинированная: анкерная в сочетании с монолитной бетонной или металлической Оценка устойчивости рассматривается относительно рудного штрека на самом нижнем горизонте Зоны Дальняя и составляет 231 м от поверхности. Плотность породы γ = 2740 кг/м3. Придел прочности на сжатие σсж — 131 МПа. коэффициент длительной прочности ε = 0,7. 𝛾Н Пу = 𝜎 сж ∙𝜀 Пу = . (4.1) 2740 ∙ 231 = 0,1 100 ∙ 105 ∙ 0,7 Согласно таблицы, при полученной величине, применяем для строительство рудных штреков анкерную крепь. Для расчета строительства анкерной крепи необходимо провести расчет физикомеханических свойств массива: 𝑅сж = 𝜎сж ∙ 𝑘𝑐 ∙ 𝜀, МПа (4.2) 𝑅сж = 100 ∙ 0,45 ∙ 0,7 = 31,51, МПа 𝑅р = 𝜎р ∙ 𝑘𝑐 ∙ 𝜀, МПа; (4.3) 𝑅р = 16 ∙ 0,45 ∙ 0,7 = 5,04, МПа; Угол внутреннего трения рассчитывается: 𝑡𝑔 𝜑 = (𝜎сж − 𝜎р )/(𝜎сж + 𝜎р ), (4.4) (100−16) 𝑡𝑔 𝜑 = (100+16) = 0,72, 𝜑 = 36°. Максимальное напряжение на выработку рассчитывается: 𝜎𝑚𝑎𝑥 = 𝐾1 ∙ 𝛾 ∙ 𝐻,МПа 𝜎𝑚𝑎𝑥 = 2 ∙ 2740 ∙ 231 = 12,65,МПа Минимальное напряжение на выработку рассчитывается: (4.5)

𝜎𝑚𝑖𝑛 = 𝐾2 ∙ 𝛾 ∙ 𝐻 ∙ 𝜆1 ,МПа (4.6) 𝜎𝑚𝑖𝑛 = 0,3 ∙ 2740 ∙ 231 ∙ 0,41 = 0,77,МПа. Устойчивость боков выработки определяется по формуле: 𝑅сж 𝑛б = 𝜎 𝑚𝑎𝑥 . (4.7) 31,51 𝑛б = 12,65 = 2,48 < 4. Устойчивость кровли выработки определяется по формуле: 𝑅р 𝑛к = 𝜎 𝑚𝑖𝑛 . (4.8) 5,04 𝑛к = 0,77 = 6,47 > 4. Крепь испытывает полную нагрузку только со стороны боков (кровля устойчива). Нагрузка со стороны боков определяется как боковое давление на подпорную стенку по методам механики сыпучей среды. К расчету принимаем анкерную крепь. Для пород с ƒ = 10 – 15 рекомендованы железобетонный и сталеполимерный анкера. Принимаем железобетонный анкер. Высота зоны обрушения с учетом запаса прочности пород кровли в,к вк, = = 𝜑 2 𝑎+ℎ1 𝑐𝑡𝑔(45° + ) 𝑛к 𝑡𝑔𝜑 36 2 1,02+0,69𝑐𝑡𝑔(45° + ) 6,47𝑡𝑔36 − ℎ0 , м (4.9) − 0,1 = 0,19, м Интенсивность давления со стороны кровли: 𝑞2, = вк, 𝛾, кПа (4.10) 𝑞2, = 0,19 ∙ 2740 = 5,2, кПа. Интенсивность бокового давления почвы у выработки: 𝑞п = (𝑏1, + ℎ1 )𝛾𝜆2 /𝑛б , кПа 𝑏1, = в,к + ℎ0 , м 𝜑 𝜆2 = 𝑡𝑔2 (45° − 2 ). 𝜆2 = 𝑡𝑔2 (45° − (4.11) (4.12) (4.13) 36 2 ) = 0,26, 𝑏1, = 0,19 + 0,1 = 0,29, м 0,26 𝑞п = (0,29 + 2,4) ∙ 2740 ∙ 2,48 = 7,72, кПа. Рассчитываем железобетонны анкер со стержнем из круглой гладкой стали класса А-I диметром dc = 0.016 м; расчетное сопротивление стали Rр = 210 МПа; бетон М300, имеющий, сцепление со стержнем τ1 = 11 Мпа; расчетная длина заделки l3 = 0,4 м; диаметр шпура dш = 0,032 м; удельное сцепление бетона с породой τ2 = 1,4 МПа; шпуры влажные – m1 = 0,75.

Рассчитываем несущую способность стержня по закреплению его в бетон и из условий сдвига бетона относительно стенок шпура: Рс = 𝜋𝑅р 𝑅с2 𝑚, Н (4.14) Рс = 3,14 ∙ 210 ∙ 106 ∙ 0,0082 ∙ 0,75 = 31651,2, Н 𝑅з = 𝜋𝑑𝑐 𝜏1 𝑙з 𝑘𝑙 𝑚1 , Н (4.15) 𝑅з = 3,14 ∙ 0,016 ∙ 11 ∙ 106 ∙ 0,4 ∙ 0,55 ∙ 0,7 = 165792, Н 𝑅сд = 𝜋𝑑ш 𝜏2 𝑙з 𝑚1, H (4.16) 𝑅сд = 3,14 ∙ 0,032 ∙ 1,4 ∙ 106 ∙ 0,4 ∙ 0,7 = 39388, H. Дальнейший расчет ведется по наименьшей несущей способности: 𝑅а = 𝑅с = 31651,2 Н. Определим длину анкера: 𝐵 𝑙𝑎 = √𝑓 + 𝐾,м (4.17) 𝑙в = вк, = 0,19, м 𝑙𝑎 = 2,05 √12 + 0,4 = 0.99 м. принимаем 1 м Плотность расстановки анкеров (1/м2) : в кровле 𝑠кр = 𝑠кр = 𝑞кр ⋅𝑛п 𝑅а 𝑞кр ⋅𝑛п 𝑅а = , 1/м2 5587,1⋅1,2 31651.2 = 0,21, 1/м2 а 𝑞кр = [(𝑡𝑔𝜙) − ℎ𝑐 ] 𝛾 ⋅ 104 , Па а (4.18) (4.19) 1,02 𝑞кр = [(𝑡𝑔𝜙) − ℎ𝑐 ] 𝛾 ⋅ 104 = [(𝑡𝑔36) − 1,2] 2,74 ⋅ 104 = 5587,1, Па в боку 𝑠б = 𝑠б = 𝑞𝑛 ⋅𝑛п 𝑅а = а+ℎ1 ⋅𝑐𝑡𝑔(45°+𝜙/2) 𝑞п = [( 𝑡𝑔𝜙 𝑞𝑛 ⋅𝑛п 𝑅а ,1/м2 62995⋅1,2 31651.2 = 2.38,1/м2 ) + ℎ3 ] 𝛾 ⋅ 104 ⋅ 𝜆2, Па а + ℎ1 ⋅ 𝑐𝑡𝑔(45° + 𝜙/2) ) + ℎ3 ] 𝛾 ⋅ 104 ⋅ 𝜆2 = 𝑡𝑔𝜙 1,025 + 0,69 ⋅ 𝑐𝑡𝑔(45° + 36/2) [( ) + 2,407] 2,74 ⋅ 104 ⋅ 0,26 = 𝑡𝑔36 = 629957, Па 𝑞п = [( (4.20) (4.21)

Расстояние между анкерами в кровле, м, при их расположении по квадратной сетке: 1 1 акр = √𝑆 = √0,21 = 2,18,м кр (4.22) Расстояние между анкерами по бокам, м, определяется по формуле: 1 1 аб = √𝑆 = √2.18 = 0,67,м б (4.23) Расчет числа анкеров: в кровле 𝑛кр = 𝑆кр ⋅ Ркр ⋅ акр = 0,21 ⋅ 2,05 ⋅ 2.18 = 1,3 = 2 шт. (4.24) в боку 𝑛б = 𝑆б ⋅ ℎ3 ⋅ аб = 2.18 ⋅ 2,40 ⋅ 0,67 = 3,5 = 4 шт. (4.25) Объем закрепляющего состава: 2 𝑉 = 0,825 ⋅ (𝑑ш − 𝑑𝑐2 ) ⋅ 𝑙3 = 0,825(0,0322 − 0,0162 )0,4 = 0,00025,м3 4.3 Расчет объемов работ Расчет объема работ на проходку 1 м выработки по процессам. Объем бурения Vбур=Nшпур/η (4.26) Vбур=Nшпур/η=26/0,95=27,36 м; Объем заряжания Nз=19 м; Объем погрузки Vпог=6,18 м3; Объем крепления штанг 10 шт; Объем крпеления бурения шпуров 10 ∙ 1 = 10 м; Расчет продолжительности бурения шпуров на 1 м выработки. Vб=27,36 м3 f=12 Категория породы по буримости IX. Табличное время на 10 м Hт—0,709 чел.час/10м. Установленная норма Hy=Hт*k=0.709*1=0.709 чел.час/м (4.27)

Трудозатраты по процессу: Tб  Vб  Hу (4.28) 10 , чел.час / п.м nбу где nбу— количество машин. Тб = 27,36∙ 0,709 10 = 1,93 чел.час/п.м 1 Расчет продолжительности заряжания на 1 м выработки. Hт=0,307 чел.час/10м K1=1.40 на высоту забоя более 2 м K2=1,2 электровзывание Установленная норма Hy=Hт*K1*K2, чел.час/м (4.29) Hy=Hт*K1*K2=0,370*1,40*1,2=0,62, чел.час/м Трудозатраты по процессу: Tза  Vб  Hу 10 , чел.час / п.м (4.30) nвз Тза = 19∙ 0,62 10 1 = 1,178 чел.час/п.м Расчет продолжительность уборки на 1 м выработки. Машина Aramine L 130D; Расстояние до места выгрузки 150 м; Фронт погрузки 1,05м; Ширина выработки 2,05 м; Емкость ковша V=0,6 м3. Hт=0,106 чел.час/10м K1=деление 0,95 при изменении высоты погрузки до 1 м. Установленная норма Hy=Hт*K1, чел.час/м (4.31) Hy=Hт*K1=0,163/0,95=0,17, чел.час/м Трудозатраты по процессу: 𝑉п ∙ Тп = 𝑛 𝐻у 2 ПДМ Тп = 6,18∙ 0,17 2 1 , чел.час/п.м = 0,52, чел.час/п.м (4.32)

Расчет продолжительности крепления буровых шпуров Hт—0,709 чел.час/10м Установленная норма Hy=Hт*k=0.709*1=0.709 чел.час/м Трудозатраты по процессу: Tб  Hу Vб  Тб = (4.33) 10 , чел.час / п.м nбу 10∙ 0,17 2 1 = 0,85, чел.час/п.м Расчет продолжительности крепления штанг Hт—0,159 чел.час/1шт Установленная норма Hy=Hт=0,159 чел.час/1шт Трудозатраты по процессу: Tкр  Vкр  Н у nкр (4.34) , чел.час / п.м Ткр = 10∙0,159 2 = 0,79, чел.час/п.м В табл. 4.4 приведена общая таблица трудозатрат на строительные процессы Таблица 4.4 — Расчет комплексной нормы времени. Наименование процесса Бурение, м Заряжание, м Погрузка, м3 Крепление шпуров Крепление штанг Норма времение (чел.час/ед);(маш.час/ед) Нт K Hy 0,709 1 0,709 0,370 *1,4;*1,2 0,62 0,163 /0,95 0,17 27,36 19 6,18 Трудозатраты по процессу Чел.час/п.м 1,93 1,178 0,52 Объем работ на 1м 0,709 1 0,709 10 0,85 0,159 1 0,159 10 0,79 Итог 4.4 Схема ведения работ Продолжительность рабочей смены: 10,5 часов Количество смен в сутки: 2 Продолжительность перерыва: 1,5 часа Проходческих смен: 2 5,27

1. Схема 1. Все процессы осуществляются в рабочую смену. Тп.з = 0,5 часа Длина уходки: 𝑙у = 𝑇у − Тп.з 10,5 − 0,5 = = 1,89 м Т1 5,27 (4.35) 2. Схема 2. Базовая схема 1. Заряжание и взрывание в межсменный перерыв. Т2 = Т1 − Тз.в = 5,27 − 1,18 = 4,09 ч 𝑙у = 𝑇у − Тп.з 10,5 − 0,5 = = 2,44 м Т2 4,09 (4.36) (4.37) 3. Схема 3. Сокращаем норму времени на погрузку, бурение и крепление на 10 %. Т3 = Т2 ∙ 0,9 = 4,09 ∙ 0,9 = 3,68 ч (4.38) 𝑇у − Тп.з 10,5 − 0,5 = = 2,71 м Т3 3,68 (4.39) 𝑙у = Окончательно принимаем длину уходки 2 метра, с целью обеспечить проветривание и прочие процессы на смену. Увеличение проходки за смену увеличат объемы и время на процессы, которые не совместимы с выбранным временем смены. производственных работ изображен на рис.4.1. Рисунок 4.1 — Циклограмма производственных работ Циклограмма

4.5 Уточнение паспорта БВР Построение паспорта БВР Принимаем перебур шпуров отбойных и оконтуривающих на 60 мм, врубовых на 120 мм. Уточнение параметров БВР. Расчетный расход ВВ на цикл: 𝑄р = 𝑞ВВ ∙ 𝑆 ∙ 𝑙у = 1,1 ∙ 6,18 ∙ 2 = 13,59 кг 𝑞ср = 𝑄р 13,59 = = 0,71 кг 𝑁з 19 (4.40) (4.41) Расчет зарядов ВВ по шпурам Врубовые: 𝑞вр = 𝑞ср ∙ 1,2 = 0,71 ∙ 1,2 = 0,85 кг (4.42) Количество патронов ВВ: 𝑛п.вр = 𝑞вр 0,85 = = 3,44 ≈ 4 𝑚п 0,25 ф (4.43) 𝑞вр = 𝑛п.вр ∙ 𝑚п = 4 ∙ 0,25 = 1 кг (4.44) 𝑙з.вр = 𝑛п.вр ∙ 𝑙п = 4 ∙ 0,2 = 0,8 м (4.45) 𝑙заб = 𝑙вр − 𝑙з.вр = 2,12 − 0,8 = 1,32 м (4.46) Расчет заряда ВВ в отбойных: 𝑞отб = 𝑞ср ∙ 0,8 = 0,85 ∙ 0,8 = 0,68 кг (4.47)

Число патронов: 𝑛п.отб = 𝑞отб 0,68 = = 2,72 ≈ 3 𝑚п 0,25 ф (4.48) 𝑞отб = 𝑛п.отб ∙ 𝑚п = 3 ∙ 0,25 = 0,75 кг (4.49) 𝑙з.отб = 𝑛п.отб ∙ 𝑙п = 3 ∙ 0,2 = 0,6 м (4.50) 𝑙заб = 𝑙отб − 𝑙з.отб = 2,06 − 0,6 = 1,46 м (4.51) Расчет заряда ВВ в оконтуривающих: 𝑞ок = 𝑞ср = 0,85 кг (4.52) Число патронов: 𝑛п.ок = 𝑞ок 0,85 = = 3,4 ≈ 4 𝑚п 0,25 ф (4.53) 𝑞ок = 𝑛п.ок ∙ 𝑚п = 4 ∙ 0,25 = 1 кг (4.54) 𝑙з.ок = 𝑛п.ок ∙ 𝑙п = 4 ∙ 0,2 = 0,8 м (4.55) 𝑙заб = 𝑙ок − 𝑙з.ок = 2,06 − 0,8 = 1,26 м (4.56) Уточненный расход на цикл: 𝑄ф = 𝑞вр ∙ 𝑁вр + 𝑞ок ∙ 𝑁ок = 1 ∙ 8 + 1 ∙ 11 =19 кг. Параметры паспорта крепления указаны в табл. 4.5. Таблица 4.5 — Параметры паспорта крепления (4.57)

4.6 Расчет основных показателей БВР 1. Объем горной массы оторванной за взрыв 𝑉ц = 𝑆 ∙ 𝑙ц = 6,18 ∙ 2,0 = 12,36 м3 (4.58) 2. Расход шпурометров на цикл Номе р шпур а 1-15 16-26 Наименование шпура Длина шпура, м Величин а Заряда в Шпуре, кг 1 Угол наклона шпура, град Длина Заряда, м Длина Забойк и, м Врубовые 2,12 90 0,8 1,32 Оконтуривающ 2,06 85 1 0,8 1,26 ие 𝐿ц = 𝑙вр ∙ 𝑁вр + 𝑙ок ∙ 𝑁ок = 1,32 ∙ 15 + 1,26 ∙ 11 = 33,66 м Очереднос ть взывания 1 2 (4.59) 3. Расход шпурометров на 1 м выработки 𝐿1м = 𝐿ц 33,66 = = 16,83 м 𝑙у 2 (4.60) 4. Расход шпурометров на 1 м3 выработки 𝐿ц 33,66 = = 2,72 м 𝑉у 12,36 (4.61) 𝑄ф 19 = = 9,5 м 𝑙у 2 (4.62) 𝑄ф 19 = = 1,53 кг 𝑉ц 12,36 (4.63) 𝐿1м3 = 5. Расход ВВ на 1 метр выработки 𝑄1м = 6. Расход на 1 м3 выработки 𝑞ф = 7. Расход СИ: ЭД на цикл Количество заряженных шпуров 19 8. Расход СИ: ЭД на 1 п. метр выработки 19 19 = = 9,5 𝑙у 2,0 9. Расход СИ: ЭД на 1 п. м3 выработки (4.64)

19 19 = = 1,53 𝑉ц 12,36 (4.65) 10. Скорость проходки выработки Еф = 𝑙у ∙ 𝑛рд ∙ 𝑛см ∙ 𝑛ц = 2,0 ∙ 25 ∙ 2 ∙ 1 = 100 м мес (4.66) 𝑛см = 2 – число рабочих проходческих смен 𝑛ц = 1 𝑛рд = 25 – число рабочих дней 11. Продолжительность сооружения выработки Т= 𝐿 100 = = 1,0 мес 𝐸ф 100 (4.67) 1,0 ∙ 25 = 25 дней (4.68) Основные показатели БВР указаны в табл. 4.6. Таблица 4.6 — Основные показатели буровзрывных работ Наименование показателя 1 . Сечение выработки в проходке, м2 2. Длина выработки, м 3. Количество шпуров на цикл, шт. 4. Глубина шпуров в комплекте, м 5. Коэффициент использования шпуров 6. Подвигание забоя за взрыв, м 7. Объѐм горной массы, оторванной за взрыв, м3 8. Расход шпурометров, м: на цикл на 1 п.м выработки на 1 м3 9. Расход ВВ, кг: на цикл на 1 п.м выработки на 1 м3 10 . Расход СИ: ЭД на цикл на 1 п.м выработки На 1 м3 Расход СИ: Эл. провод на цикл на 1 п.м выработки На 1 м3 11. Месячная скорость проходки выработки, м/мес. 12. Продолжительность сооружения выработки, мес. /рабочих дней Значение 6,18 100 26 33,66 1,55 2 12,36 33,66 16,83 2,72 19 9,5 1,53 19 9,5 1,53 19 9,5 1,53 100 1,0/25

Коэффициент использования шпуров киш (𝜂) = 𝑙ср = 𝑙у 2,0 = = 1,55 𝑙ср 1,29 𝑙ц 33,66 = = 1,29 м ∑ 𝑁с.ш 26 (4.69) (4.70)

ГЛАВА 5 ВЕНТИЛЯЦИЯ Проветривание нарезных выработок при их строительстве осуществляют для удаления вредных газов после производства взрывных работ и обеспечения в забое нормальных санитарно-гигиенических условий труда, т.е. содержание кислорода в воздухе должно быть не менее 20 % и углекислого газа не более 0,5% по объему, температура воздуха не более 26°С при относительной влажности не более 90 % [19]. 5.1 Расчет параметров вентиляции Расчет проветривания выработки Выбор схемы проветривания: Принимается нагнетательная схема. Рисунок 5.1 — Нагнетательная схема проветривания горизонтальных тупиковых выработок: 1– свежая струя и свежий воздух; 2– исходящая струя и испорченный воздух; 3 – нагнетательный вентилятор Оборудование и приспособления для проветривания выработок Факторы для расчета проветривания: Расчет количества воздуха по газам ВВ. Расчет производится согласно методическому указанию [20]. Для нагнетательного способа проветривания количество

воздуха, которое необходимо подавать в каждую выработку (Qнвв, м3/мин) рассчитывается по формуле В.Н. Воронина: Н 𝑄ВВ = = 3,27 2,25 ∙ 𝑆ч 3 А ∙ 𝐿2 ∙ 𝑏 ∙ 𝜔 2,25 ∙ 6,18 3 19 ∙ 2342 ∙ 832 ∙ 0,6 ∙√ = ∙√ = 𝑡 𝑆ч ∙ 𝑘𝑦2 1800 6,18 ∙ 1,052 м3 с (5.1) где A – количество одновременно взрываемого ВВ в выработке, кг; Sсв – площадь поперечного сечения выработки в свету, м2; L – длина выработки, проветриваемой нагнетательным способом, м; b – объем вредных газов, образующихся при взрыве 1 кг ВВ, л/кг (при детонит М 832 л/кг); t – нормальное время проветривания выработки, мин (t≤30); ω – коэффициент, учитывающий обводненность выработки, доли ед. (для сухих выработок ω=0,8, для влажных ω=0,6, для выработок, проводимых по водоносным породам или с применением водяных заслонов ω=0,3); Kу – коэффициент утечек воздуха из трубопроводов (1,02 для гибкой трубы диаметром 0,6 м), ед. Значения коэффициента утечек воздуха для гибкого трубопровода (Kу.ж) 1,05. Диаметр воздуховода = 0,6м Расчет количества воздуха по выносу пыли. Устанавливается количество подаваемого воздуха для обеспечения скорости его движения по выработке, способствующей качественному выносу пыли из призабойного пространства и из выработки (Qвп, м3/с): 𝑄В П = 𝑆𝑐в ∙ 𝑉𝑚𝑖𝑛 м3 = 6 ∙ 0,4 = 2,4 с (5.2) где Vmin – минимальная скорость воздуха по качественному выносу пыли, м/с (Vmin=0,4-0,6); Sсв – площадь сечения выработки в свету, м2. Расчет количества воздуха по людям ведется на наибольшее число людей в забое (Qчел., м3/с): 𝑄чел м3 = 6 ∙ 𝑛 = 0,1 ∙ 4 = 0,4 с (5.4) где 0,1 – норма подачи воздуха на одного человека, м3/с; n – максимальное количество людей, одновременно находящихся в забое, чел.

Количество воздуха по разжижению выхлопов ДВС (Qдвс, м3/мин) определяют по формуле: Qдвс=q×W=6,8×1/60=6,8 =0,1 м3/с (5.5) где q – норма подачи воздуха на 1 кВт мощности ДВС, м3/мин (q=6,8); W – суммарная мощность всех двигателей внутреннего сгорания, одновременно работающих в забое машин, кВт. 5.2 Выбор вентилятора 1. Дебит вентилятора [21]: м3 𝑄в = 𝑄𝑚𝑎𝑥 ∙ ку = 3,27 ∙ 1,05 = 3,4 с . (5.6) где Qmax – наибольшее из полученных значений необходимого расхода воздуха, рассчитанных по выше приведенным факторам, м3/с. 2. Напор вентилятора на жесткий трубопровод [18]: ℎв.г = 𝑄 2 в ∙ 𝑅тр.г ( 0,59 К у.г 0,59 + 0,41)2 = 3,42 ∙ 70(1,02 + 0,41)2 = 790, Па . (5.7) Где Rтр.г - аэродинамическое сопротивление гибких трубопроводов при длине 234 м диаметром 0,6 м равное 70, H×m2/c8 (кμ) [20]. Принимаем вентилятор ВЦПД-8. Технические характеристики указаны в табл. 5.1. Таблица 5.1 — Технические характеристики ВМ-6М Диаметр рабочего колеса. мм производительность м³/мин Мощность электропривода, кВт Напряжение, В Частота вращения рабочего колеса, об/мин КПД Масса вентилятора, кг Габаритные размеры установки, мм длина ширина высота Сечение проветриваемой выработки, м2 Длина проветривания, м Давление, Па 600 140-480 24 380/660 2950 0,76 350 1050 730 730 16 600 750-3400

ГЛАВА 6 БЕЗОПАСНОСТЬ ЖИЗНЕДЕЯТЕЛЬНОСТИ Разработка месторождений полезных ископаемых подземным способом включает деятельность по проектированию, строительству, эксплуатации, расширению, реконструкции, техническому перевооружению, консервации и ликвидации объектов подземных горных работ. Деятельность, связанная с разработкой месторождений полезных ископаемых подземным способом, должна осуществляться в соответствии с проектами, выполненными с учётом требований нормативных документов: - Федерального закона РФ от 21.07.97 № 116-ФЗ «О промышленной безопасности опасных производственных объектов»; - Федеральный закон РФ21.02.92 № 2395-1 «О недрах» (Собрание законодательства Российской Федерации, 1995, № 10, ст. 823), других федеральных законов; - ВНТП 13-2-93 «Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий металлургии с подземным способом разработки», СПб, 1993; - Методические указания по технологическому проектированию горнодобывающих предприятий металлургии с подземным способом разработки (Приложение к ВНТП 13-2-93); - СП 91.13330.2012 «Подземные горные выработки»; - Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности "Правила безопасности при ведении горных работ и переработке твердых полезных ископаемых", утвержденные приказом Федеральной службы по экологическому, технологическому и атомному надзору от 11.12.2013 № 599; - Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности "Правила безопасности при взрывных работах", утвержденные приказом Федеральной службы по экологическому, технологическому и атомному надзору от 16.12.2013 № 605; - ГОСТ 12.4.011-89 «Система стандартов безопасности труда. Средства защиты работающих.Общие требования и классификация»; - Федеральный закон РФ № 197-ФЗ «Трудовой кодекс Российской Федерации» от 30.12.2001; - ПБ 07-601-03 «Правила охраны недр»; - СНиП 21-01-97* «Пожарная безопасность зданий и сооружений»;

- СП 56.13330.2011 «Производственные здания»; - СП 43.13330.2012 «Сооружения промышленных предприятий». Виды деятельности, на осуществление которых требуются лицензии, и порядок оформления лицензий устанавливаются законодательством Российской федерации. Горные работы должны вестись в соответствии с проектом и годовыми планами развития горных работ, согласованными с территориальными органами Ростехнадзора РФ, и установленной геолого-маркшейдорской документацией. 6.1 Основные опасности при работе подземного транспорта Подземный транспорт является важнейшим и одним из самых аварийно и травмоопасных объектов и технологических процессов шахты. На подземный транспорт происходит в среднем свыше 31% аварий и около 20% случаев смертельного травматизма [22]. Потенциальная опасность эксплуатации подземного транспорта обусловлена подвижностью транспортных средств и их частей в условиях стесненного пространства, недостаточной освещённостью и повышенным уровнем шума затрудняющих ориентацию людей и т.п., а также несовершенством самих транспортных средств. Основные организационные причины, вызывающие травматизм при эксплуатации транспорта - неудовлетворительное поддержание горных выработок, захламление выработок, приводящее к уменьшению регламентированных зазоров и проходов для людей, эксплуатация неисправных транспортных средств и защиты, несоблюдение применения или неисправность предупредительной сигнализации и путевых знаков, превышение числа одновременно опускаемых или поднимаемых транспортных сосудов, использование нестандартных устройств и работа при неисправных стопорах и барьерах, нарушение технологии транспортирования, управления машинами и механизмами лицами, не имеющими права этого делать, слабая трудовая дисциплина, неудовлетворительное обучение безопасным приёмам работы, недостаточный контроль за работой. Большое число несчастных случаев происходит по личностным причинам в результате неправильных, ошибочных, рискованных приемов работы и действий рабочих. 6.2 Принципиальные решения по организации труда Решения по организации труда приняты с учетом создания автоматизированной системы контроля и управления (АСДУ), специализации и централизации вспомогательных служб и обеспечивают: - наиболее полное использование производственных фондов и трудовых ресурсов;

- внедрение в производство результатов научных исследований, новой техники и прогрессивной технологии; - высокое качество выполняемых работ и выпускаемой продукции, их конкурентоспособность; - экономию трудовых ресурсов и на этой основе снижение себестоимости продукции, повышение производительности труда; - благоприятные и безопасные условия труда, решение комплекса вопросов по развитию сферы социально-бытового обеспечения работников. АСДУ предназначается для оптимизации задач диспетчерского, производственнотехнологического и организационно-экономического управления технологическими процессами рудника. Также предусматривается внедрение комплексной системы АСДУ в составе технологически ориентированных подсистем, которые должны охватывать все объекты наземной и подземной частей строительства. В АСДУ рудника предусматриваются объёмы контроля, регулирования и управления, которые обеспечивают полный дистанционный контроль и управление всеми основными технологическими процессами. Центральные функции оперативного управления сосредоточены в производственной диспетчерской и возложены на горного диспетчера, в оперативном подчинении у которого находятся все звенья оперативного персонала. 6.3 Борьба с пылью как профессиональной вредностью Борьба с пылью на разрабатываемых месторождениях имеет большое социальное значение. Поэтому разработка и внедрение новых высокоэффективных способов и средств борьбы с пылью являются актуальной задачей. В настоящее время все мероприятия по борьбе с пылью можно подразделить на следующие основные группы: 1. Предупреждение или снижение пылеобразования (разработка и внедрение машин и комбайнов, работающих на принципе крупного скола, и использование струй воды высокого давления, предварительное увлажнение массива); 2. Осаждение пыли, взвешенной в воздухе (орошение, применение пены); 3. Разжижение взвешенной в воздухе пыли (вентиляция); 4. Пылеотсос и осаждение пыли;

5. Предупреждение или снижение пылеобразования осуществляется за счет гидравлического или гидромеханического разрушения массива. Суть первого вида воздействия заключается в непрерывном перемещении струй по забою с определенной скоростью. Одним из эффективных методов предотвращения пылеобразования является предварительное увлажнение массива. Сущность предварительного увлажнения заключается в том, что нагнетаемая в пласт под давлением жидкость приводит к увеличению влажности, вызывающему образование из пылинок, находящихся в трещинах, агрегатов, которые при поступлении в воздух быстро осаждаются. Кроме того, при предварительном увлажнении уменьшается механическая прочность и увеличивается смачиваемость тонких фракций пыли. Наибольшее снижение пылеобразования достигается при заполнении жидкостью всего фильтрующего объема трещин и пор. Противопожарно - оросительный водопровод. Все выработки, предназначенные для разработки медистых руд, крепятся несгораемой крепью: комбинированной, усиленной комбинированной, бетонной и железобетонной. Для борьбы с пожарами и пылью в горных выработках предусматривается прокладка противопожарно - оросительного водопровода, который постоянно заполнен водой и находится под давлением 0,4-1,0 МПа. Противопожарные трубопроводы оборудованы запорной арматурой, клапанами и вентилями с соединительными головками, устанавливаемыми согласно требованиям ФНиП в области промышленной безопасности. Для повышения надежности пожаротушения предусматривается подключение воздухопроводов к противопожарным трубопроводам через задвижки. Задвижки устанавливаются на давление не более 10 МПа после редукционных клапанов. Расчет противопожарного трубопровода выполняется из условия обеспечения напора у наиболее удаленных пожарных кранов при пропуске противопожарного расхода воды и половины расхода на обеспыливания по магистральному водопроводу и только противопожарного расхода по трубопроводу в откаточных и вент. закладочных выработках. Расход воды на один пожар в горных выработках принимается на два пожарных ствола с диаметром 19 мм и расходом на один ствол 7 л/с. Сухое пылеулавливание. Комплекс противопылевых мероприятий, основанный на применении жидкости, наряду с положительными сторонами имеет и ряд недостатков. Так, гидрообеспыливание приводит к повышению влажности горной массы, что не всегда допускается, увеличению влажности воздуха и обводнению забоев.

В ряде случаев вода резко ухудшает состояние пород. Поэтому в настоящее время ведут значительные научно - исследовательские и производственно - экспериментальные работы по созданию систем сухого пылеулавливания. В шахтах применяют следующие способы пылеулавливания: 1. Отсос запыленного воздуха от места пылеобразования, отвод и выброс его без очистки вдали от рабочих мест; 2. Отсос запыленного воздуха из-под укрытий источников пылеобразования с последующей очисткой его в специальных устройствах; отсос запыленного воздуха высокопроизводительными установками с очисткой его в специальных камерах. 3. В горнорудной промышленности применяют пыле - масло - улавливающую систему при работе перфораторов и самоходных буровых установок, при проходке восстающих и в камерах дроблений горной массы. 4. Применение противопыльных респираторов. В целях предохранения и защиты организма человека от неблагоприятного воздействия окружающей среды в горной промышленности применяют средства различного назначения: Для защиты органов дыхания от проникновения пыли применяют противопылевые респираторы. К конструкции респиратора и его техническим данным разработаны определенные требования: он должен обеспечивать очистку воздуха от пыли до допустимых санитарных норм; разность давлений при вдохе не должна превышать 40 Па, а при выдохе 30 Па для бесклапанных и 50 Па для клапанных респираторов; ограничение поля зрения не должно превышать 25 %; масса респиратора не должна превышать 300 г, а если маска одновременно служит фильтрующим элементом - не более 75 г; респиратор не должен стеснять движений при работе, раздражать кожу лица; должен удобно крепиться на голове. По конструкции противопылевые респираторы делятся на две группы: 1. Клапанные, со сменными фильтрами многоразового использования; 2. Бесклапанные и клапанные, в которых фильтром служит сама маска, предназначенные для односменного пользования. К первой группе относятся респираторы «Астра-2» и Ф-62Ш (ТУ 6-16-2485-81), РУ60М (ГОСТ 12.4.041-2001), ко второй - клапанный У-2К (ТУ 6-16-2267-78) и бесклапанные респираторы ШБ-1, «Лепесток-200», «Лепесток-40» и «Лепесток-6» (ГОСТ 12.4.028-76) (цифры обозначают область применения при концентрации запыленности, превышающей предельно допустимую в 200, 40 и 5 раз соответственно при размере частиц пыли до 1 мк). «Лепесток-200» изготовлен из материала ФПП-15-15, а «Лепесток-40» и «Лепесток-5» - из ФПП-70-0,5 или ФПП-70-0,2.

6.4 Предупреждение взрыва газов и пыли Поскольку строительство ствола производится по породам не опасным по газу и пыли, то достаточно проведения следующих мероприятий: 1. Применяемая электроаппаратура в подземных условиях должна быть выполнена во взрывобезопасном исполнении. 2. Для проветривания тупиковых забоев применяются вентиляторы местного проветривания. 3. Взрывание забоев производится в межсменный перерыв. 6.5 Противопожарные мероприятия Противопожарные мероприятия выполняются в соответствии с требованиями безопасности. Водоснабжение подземных горных работ осуществляется от магистральных сетей водопровода, от которых выполнены ответвления для устройства водяных завес в выработках, а также для тушения пожаров. Прокладываются противопожарные трубопроводы, которые должны обеспечивать подачу воды в количестве не менее 3 м 3/час на 1 м2 поперечного сечения выработки. На трубопроводах через каждые 250 м предусмотрены пожарные краны. Диаметр трубопровода равен 100 мм, давление в нем равно 4-10 атм. Работой предусматривается также устройство поверхностного и подземных складов противопожарных материалов, которые укомплектовываются в соответствии с «Правилами безопасности при ведении горных работ и переработке твердых полезных ископаемых» от 11 декабря 2013 г. №599. 6.6 Мероприятия по безопасному ведению буровзрывных работ Персонал для взрывных работ должен пройти специальную подготовку. К руководству взрывными работами допускаются горные инженеры и техники эксплуатационной и шахтостроительной специальности, имеющие единую книжку взрывника (ЕКВ). Получить ЕКВ можно, закончив специальные лицензированные курсы и сдав соответствующий экзамен, комиссии возглавляемой представителем Федеральной службы по экологическому, технологическому и атомному надзору. Ответственность за правильное ведение буровых работ на участках возлагается на начальников участка. Горный мастер обязан непосредственно руководить буровзрывными работами. Одной из основ безопасного ведения буровзрывных работ служит паспорт и его строгое выполнение. Паспорт составляется по

специальной форме начальником участка и утверждается главным инженером. С паспортом БВР должны быть ознакомлены под роспись ИТР и рабочие. Забой выработки перед заряжанием шпуров должен быть тщательно осмотрен с целью выявления зависаний или отслоения горной породы. 6.7 План мероприятий по локализации и ликвидации последствий аварий План мероприятий по локализации и ликвидации последствий аварий (ПМЛЛА) документ содержащий возможные сценарии возникновения и развития аварий, а так же порядок действий персонала для минимизации последствий аварий объектах, в соответствии с требованиями, установленными федеральными нормами и правилами в области промышленной безопасности и разрабатывается на объекты зарегистрированные в реестре опасных производственных объектов. Содержание планов мероприятий по локализации и ликвидации последствий аварий на опасных производственных объектах и порядок их разработки определяется «Положением о разработке планов мероприятий по локализации и ликвидации последствий аварий» от 26 августа 2013г. №730 Планы мероприятий разрабатываются в целях обеспечения готовности организаций, эксплуатирующих опасные производственные объекты, к действиям по локализации и ликвидации последствий аварий на таких объектах. Планы мероприятий разрабатываются для опасных производственных объектов, указанных в пункте 2 статьи 10 Федерального закона "О промышленной безопасности опасных производственных объектов" (далее - объекты). План мероприятий разрабатывается для объекта, зарегистрированного в государственном реестре опасных производственных объектов. В случае если 2 и более объекта, эксплуатируемых одной организацией, расположены на одном земельном участке или на смежных земельных участках, организация, эксплуатирующая эти объекты, вправе разрабатывать единый план мероприятий. Срок действия планов мероприятий составляет: а) для шахт угольных и объектов, на которых ведутся горные работы в подземных условиях, - 6 месяцев; б) для объектов, на которых ведутся открытые горные работы или работы по обогащению полезных ископаемых, - 1 год; в) для объектов I класса опасности - 2 года (за исключением объектов, указанных в подпунктах "а" и "б" настоящего пункта); г) для объектов II класса опасности - 3 года (за исключением объектов, указанных в подпунктах "а" и "б" настоящего пункта); д) для объектов

III класса опасности - 5 лет (за исключением объектов, указанных в подпунктах "а" и "б" настоящего пункта). В случае если в отношении расположенных на одном земельном участке или на смежных земельных участках 2 и более объектов, для которых пунктом 5 настоящего Положения установлены различные сроки действия планов мероприятий, разрабатывается единый план мероприятий, срок его действия устанавливается равным наименьшему сроку, предусмотренному указанным пунктом в отношении этих объектов. Планы мероприятий пересматриваются: а) не менее чем за 15 календарных дней до истечения срока действия предыдущего плана мероприятий; б) не позднее 1 месяца после: реконструкции, технического перевооружения объекта или внесения изменений в технологию производства; внесения изменений в применяемые при осуществлении производственного контроля за соблюдением требований промышленной безопасности на объекте методики (методы) измерений или типы средств измерений; внесения изменений в системы управления технологическими процессами на объекте; ввода новых или закрытия отработанных участков горных выработок, внесения изменений в схемы вентиляции на них, а также после изменения путей выхода работников при аварии; в) в соответствии с актом технического расследования причин аварии на объекте; г) по предписанию федерального органа исполнительной власти в области промышленной безопасности или его территориального органа в случае выявления несоответствия сведений, содержащихся в плане мероприятий, сведениям, полученным в ходе осуществления федерального государственного надзора в области промышленной безопасности, или в случае выявления новых факторов риска по результатам технического расследования причин аварий на иных аналогичных объектах. Планы мероприятий утверждаются руководителями (заместителями руководителей) организаций, эксплуатирующих объекты, либо руководителями обособленных подразделений юридических лиц (в случаях, предусмотренных положениями о таких обособленных подразделениях). Планы мероприятий согласовываются руководителями профессиональных аварийноспасательных служб или профессиональных аварийно-спасательных формирований, с которыми заключен договор на обслуживание объектов. План мероприятий предусматривает: а) возможные сценарии возникновения и развития аварий на объекте; б) достаточное количество сил и средств, используемых для локализации и ликвидации последствий аварий на объекте (далее - силы и средства), соответствие имеющихся на объекте сил и средств задачам ликвидации последствий аварий, а также необходимость привлечения профессиональных аварийно- спасательных формирований; в) организацию взаимодействия

сил и средств; г) состав и дислокацию сил и средств; д) порядок обеспечения постоянной готовности сил и средств к локализации и ликвидации последствий аварий на объекте с указанием организаций, которые несут ответственность за поддержание этих сил и средств в установленной степени готовности; е) организацию управления, связи и оповещения при аварии на объекте; ж) систему взаимного обмена информацией между организациями участниками локализации и ликвидации последствий аварий на объекте; з) первоочередные действия при получении сигнала об аварии на объекте; и) действия производственного персонала и аварийно-спасательных служб (формирований) по локализации и ликвидации аварийных ситуаций; к) мероприятия, направленные на обеспечение безопасности населения; л) организацию материально-технического, инженерного и финансового обеспечения операций по локализации и ликвидации аварий на объекте. План мероприятий состоит из общих и специальных разделов. Общие разделы плана мероприятий содержат: а) характеристику объектов, в отношении которых разрабатывается план мероприятий; б) возможные сценарии возникновения и развития аварий на объектах, а также источники (места) возникновения аварий; в) характеристики аварийности, присущие объектам, в отношении которых разрабатывается план мероприятий, и травматизма на таких объектах. Специальные разделы плана мероприятий: а) разрабатываются на основании сведений, содержащихся в общих разделах плана мероприятий; б) определяют порядок действий в случае аварии на объекте в соответствии с требованиями, установленными федеральными нормами и правилами в области промышленной безопасности. 6.8 Мероприятия по предотвращению загрязнения водоемов Источником возможного загрязнения окружающей среды являются хозяйственнобытовые стоки с промплощадки и шахтные воды. Хозяйственно-бытовые сточные воды промплощадки отводятся в канализационную насосную станцию и вместе с хозяйственнобытовыми сточными водами объектов вспомогательной и основной площадок, вывозятся на очистные сооружения. Все шахтные воды поступают в водосборники, расположенные около порталов наклонных съездов на основной площадке. В водосборниках шахтные воды осветляются путем осаждения от вредных примесей, которые при зачистке водосборников загружаются в автосамосвалы и вывозятся в отвал.

6.9 Мероприятия по предотвращению загрязнения земной поверхности Порода от проходки ствола выдается на поверхность. Hа поверхности порода складируется в породный отвал, расположенный на специально отведенном участке. После горнопроходческих работ производят рекультивацию земель. Работы по рекультивации проходят в два этапа –технический и биологический. На техническом этапе проводится корректировка ландшафта (засыпка транш ей, ям, впадин, провалов грунта, разравнивание и террасирование промышленных терриконов), создаются гидротехнические и мелиоративные сооружения осуществляется захоронение токсичных отходов, производится нанесение плодородного слоя почвы. На биологическом этапе проводятся агротехнические работы, целью которых является улучшение свойств почвы.

ГЛАВА 7 ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ В настоящее время разработка маломощных крутопадающих жил характеризуется низким технико-экономическим показателями. Создание эффективной ресурсосберегающей производительной технологии является актуальной проблемой [23]. Окончательный выбор сечения нарезных выработок, описанные в главе 4, должен учитывать:  Особенность геологического строения,  Технологическая безопасность,  Технология добычи,  Применяемое оборудование,  Экономическая эффективность. Критерий оценки экономической эффективности сравниваемых вариантов строительства нарезных выработок является величина прибыли на единицы погашенных запасов в контурах рудных штреков зоны Дальняя [24]. Прибыль рассчитывается по формуле [15]: П = [с ∙ Ц𝐴𝑈 ∙ И0 − (Сд + Ст + С0 + Ен ∙ К + Зр )] ∙ кн . (7.1) где с – среднее содержание металла в руде, г/т; ЦAU – цена за 1 грамм золота (котировка на 29.01.2020 ЦБ РФ [25] 3 190,83), руб.; И0 – коэффициент извлечения металла при обогащении (0,85…0,9 данные рудника 0,9192), доли ед.; Сд – себестоимость добычи руды (данные рудника 2358,39), руб/т; Ст – удельные затраты на транспортирование руды (данные рудника 831,94), руб/т; С0 – себестоимость на обогащение руды (данные рудника 767,94), руб/т; Ен – учетная ставка банка (принято 0,08 [15]); К – капитальные вложения на 1 т балансовых запасов (данные рудника 345,30), руб/т; Кн – коэффициент извлечения металла в контуре рудного штрека; Зр – затраты на разведку (данные рудника 140), руб/т. По данной формуле неизвестны следующие параметры: среднее содержание металла в горной массе и коэффициент извлечения металла в контуре рудного штрека. Дальней расчет ведется по методике «Иргиредмет» [13]. Коэффициент извлечения металла из недр рассчитывается по формуле: кн = (Д ∙ а)/(Б ∙ с). (7.2)

где Д – Эксплуатационные запасы из контура рудного штрека, т; а – среднее содержание металла в добытой горной массе, г/т; Б – балансовые запасы в контуре рудного штрека, т. Балансовые запасы в контуре рудного штрека рассчитывается по формуле: Б = ℎ ∙ 𝑚 ∙ 𝐿 ∙ 𝛾р , т (7.3) где h – высота рудного штрека, м; m – средняя мощность рудного тела; L – длина рудного штрека проййденая по руде, м; γр – плотность руды, т/м3. Среднее содержание металл в балансовых запасах утверждается геологической разведкой. Эксплуатационные запасы из контура рудного штрека определяются формулой: Д = Б − П + Р, т (7.4) где П – Общие потери при проходке нарезной выработки, т; Р – общее разубоживание при проходке нарезной выработки, т. Расчет общих потерь при проходке рудного штрека. Общее потери при проходке нарезной выработки складывается из потерь при контакте с вмещающими породами Пм1 и потерь на зачищенной почве после отгрузки руды из забоя П01: П = П1м + П10 , т 𝜇 (7.5) 2 П1м = 0,5 ∙ 𝜆м ∙ 𝑚 (1+𝜆) ∙ 𝑆𝑘 ∙ 𝛾р , т (7.6) где λм – сложность мощности жилы; μ - оптимальное соотношение между потерями и разубоживанием на границе выемки; Sк - Суммарная площадь контакта "руда-порода" Sк= h ∙ L ∙ 2, м2; 𝜇= (Зт −Ц0 ∙В∙И0 )∙𝛾в . (Ц0 ∙с∙И0 −Зт )∙𝛾р (7.7) где Зт - суммарные затраты на добычу, транспортировку и переработку 1 т товарной руды, руб.; Ц0 - цена единицы конечной продукции, руб.; В - содержание Au во вмещающих породах, г/т; γв – плотность вмещающих пород, т/м3. 𝑍 П1м = К ∙ 𝐿 ∙ Ш ∙ 𝛾р (1 − Рф ), т р (7.8) где Z - средняя толщина теряемой руды на почве выработки, м; Ш - ширина выработки, проводимой по рудному телу, м; Рф - фактическое разубоживание при проведении ПНР, т. В с 𝑆в ∙𝛾в (1− ) Рф = 𝑆 в ∙𝛾в +𝑆р ∙𝛾р ,т (7.9)

где Sв - средняя площадь породы в контуре проходческого забоя, Sв = =Sвч – Sр, м2; Sр - средняя площадь руды в контуре проходческого забоя Sр = h∙ m, м2; Sвч – площадь сечения выработки в черне, м2. Расчет общего разубоживания при проходке рудного штрека. Общее разубоживание при проходке рудного штрека склаывается из разубоживания на контактах с вмещающими породами и разубоживания в кондиционной руде, отправленной потребителю. Методика полного расчет общего разубоживания проведен в главе 3.1. Полный расчет потерь и разубоживания при проходке рудных штреков приведен в (Приложение Б). Расчет прибыли с 1 т погашенных запасов в контуре рудного штрека. В таблице 7.1 проведен расчет коэффициента извлечения металла по отобранным комплектам оборудование на основе (Приложение Б). Таблица 7.1 — Расчет коэффициента извлечения золота по вариантам комплектов оборудование Наименован ие руд. тел Балансов ые запасы, т Содержан ие в Эксплуатационн балансовы ые запасы, т х запасах, г/т Комплект №1 7,5 1029,7 8,8 1380,4 2,3 481,0 25,7 48,5 29,1 1263,1 10,3 838,2 Содержание в эксплуатацион ых запасах, г/т 122-1 122-2 122-2-1 122-4 122-5 124-1 По всем руд. телам 164,0 301,1 124,6 14,9 91,0 131,9 1,10 1,82 0,29 7,72 2,05 1,55 827,5 10,36 5040,9 1,60 122-1 122-2 122-2-1 122-4 122-5 124-1 По всем руд. телам 141,2 259,3 101,3 12,8 78,4 113,6 7,5 8,8 2,3 25,7 29,1 10,3 Комплект №2 649,1 870,0 292,7 30,7 799,4 529,3 1,50 2,47 0,38 10,46 2,78 2,10 707 10,43 3171 2,17 122-1 122-2 122-2-1 122-4 122-5 136,7 251,0 98,0 12,4 75,9 7,5 8,8 2,3 25,7 29,1 Комплект №3 510,8 684,7 221,8 24,2 631,0 1,84 3,04 0,49 12,84 3,41 Коэффицие нт извлечения, доли ед 0,15 0,21 0,26

124-1 По всем руд. телам 109,9 10,3 417,1 2,58 683,9 10,43 2489,5 2,68 Расчет прибыли: Комплект №1 П = [10,36 ∙ 2361,58 ∙ 0,9192 − (2358,39 + 831,94 + +767,94 + 0,08 ∙ 345,30 + 140)] ∙ 0,15 = 2754,4 руб/т. Комплект №2 П = [10,43 ∙ 2361,58 ∙ 0,9192 − (2358,39 + 831,94 + +767,94 + 0,08 ∙ 345,30 + 140)] ∙ 0,21 = 3888,1 руб/т. Комплект №3 П = [10,43 ∙ 2361,58 ∙ 0,9192 − (2358,39 + 831,94 + +767,94 + 0,08 ∙ 345,30 + 140)] ∙ 0,26 = 4813,9 руб/т. Расчет прибыли с 1 т погашенных запасов при попутной добычи, выявлен лучшей показатель из представленных 4813,9 руб/т, соответствующий комплекту №3. Данный расчет подтверждает оптимальное решение принятия комплекта оборудований, состоящие из ПДМ Aramine L 130D и буровой установки MUKI FF. Имеются основания, при использовании данного комплекта, выход на прибыль в ранние сроки, чем при использование других имеющихся комплектов. Объясняется это тем, что при отработки рудных штреков производится попутная добыча руды, тем самым погашивая капитальные затраты предприятия.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ Дипломная работа, выполненная на тему «Обоснование строительных решений при разработке сложных жильных месторождений с применением малогабаритного самоходного оборудования» направлена на решение актуальных научных задач, а именно нахождение оптимального парка оборудований обеспечивающие высокие показатели извлечения при строительстве нарезных выработок для сложных жильных месторождений. На основе метода Урбаева Д.А [3] была разработана методика определения оптимальных параметров нарезных выработок для маломощных рудных тел. Данная методика учитывает геологическую сложность жил и технологическую сложность ведения работ. В ходе анализа было выявлено, что золотодобывающие компании не используют весь технологический потенциал малогабаритного оборудования. Несмотря на, сравнительно, меньшую производительность данного транспорта относительно распространенного оборудования, данные машины обеспечивают больший показатель извлечения и меньшие затраты на строительства за счет меньшего сечения выработок. Следует также отметить, что предлагаемая методика [3] позволяет проводить расчет не только по мощности залежи, но и проводить расчет интегральной природной сложности по всем значимым признакам таких как: изменение мощности по длине рудного тела, изменение содержания металлов в балансовых запасах, изменение углов падения рудных тел и т.д. В качестве технологической сложности может участвовать: сложность изменчивость очистного пространства, изменение содержания металлов в балансовых запасах, сложность изменение перебора от проектного контура выработки и т.д. Данная методика позволит с большой точностью определять запасы рассматриваемого месторождения и, следовательно, реально оценить инвестиционную привлекательность проектов, и в итоге прийти к рациональным проектным решениям.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ 1. Мельниченко А.М. Увеличение доли мелкомасштабных и среднемасштабных месторождений в горнодобывающем комплексе России / Горный информационноаналитический бюллетень (научно-технический журнал) №7 2015. 400-402с. 2. Михайлов Ю.В., Красников Ю.Д. Ценные руды и технология механизации подземной разработки месторождений. – М.: Академия, 2008. – 251 с. 3. Урбаев Д.А. Количественная оценка сложности разработки мелкомасштабных месторождений золота (на примере разработки мелкомасштабных золоторудных месторождений юга Центральной Сибири) /Дисс. Канд.тех.наук. – М.:2004.218 с. 4. Лизункин В.М., Медведев В.В., Матвеев А.Е. Пути повышения эффективности отработки маломощных крутопадающих сближенных урановых жил в сложных горногеологических и горнотехнических условиях/ Вестник ЗабГУ №12 (91) 2012. 28-35 с. 5. Г.Г. Ломоносов, А.М. Мельниченко. Условия рационального применения малогабаритного самоходного оборудований в проектах разработки тонких рудных тел / Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал) №7 2015. 37-44с. 6. Зун-Холбинское месторождение золота [Электронный ресурс]// Режим доступа URL: http://www.drillings.ru/zunholb. 7. Шевелев В.В. Разведка и геолого-экономическая оценка месторождений твердых полезных ископаемых. Учебное пособие / Под ред. Проф. В.А. Филонюка – Иркутск: Изд-во, ИрГТУ. -2004. -367 с. 8. Технический проект разработки березитового месторождения золото- полиметаллических руд комбинированным способом [Электронный ресурс]// Режим доступа URL: http://atr.tynda.ru/files/ob_obs/Проектная%20документация%20Том%202%20Книга%202.pdf 9. Об утверждении классификации запасов и прогнозных ресурсов твердых полезных ископаемых [Электронный ресурс]// Режим доступа URL: http://gkz- rf.ru/sites/default/files/docs/klassifikaciya_zapasov_i_prognoznyh_resursov_tverdyh_poleznyh_isk opaemyh.docx 10. Неганов В.П., Коваленко В.И., Зайцев Б.М., и др. Технология разработки золоторудных месторождения / Под ред. В.П. Неганов – М.: Недра, 1995. – 336 с. 11. Власик Н.В., Урбаев Д.А. Обоснование схем вскрытия мелкомасштабных месторождений золота / Проспект свободный 2018: материалы Междунар. студ. конф. Красноярск, 23–27 апреля 2018 г. [Электронный ресурс]. Красноярск. СФУ, 2018.- 898-900с.

12. Л.А. Мамсуров, Д.И. Рафиненок, Е.И. Панфилов. Научные основы совершенствования технологии разработки жильных месторождений. Изд-во «Наука», 1974. 187 с 13. В.В. Чемезов, В.Д. Томилов, З.Г. Баймашев, М.Х. Загиров, В.В. Кравцов, Н.И. Стеблянко. Методическое указания по нормированию, определению и учету потерь и разубоживания золотосодержащей руды (песков) при добычи. Иркутск. 1994. 265 c 14. Власик Н.В., Урбаев Д.А. Обоснование планируемого качества добываемой руды на основании оценки сложности горно-геологических параметров залежи / Проспект Свободный – 2019: материалы XV Междунар. конференции студентов, аспирантов и молодых ученых. Красноярск, 22–26 апреля 2019 г. [Электронный ресурс]. Красноярск, СФУ. 2019.1372-1375с. 15. Пакулов В.В. Совершенствование технологии выемки маломощных крутопадающих жил на основе малогабаритных самоходных машин (на примере Дарасунского золоторудного месторождения) / Дисс. Канд.тех.наук. –Чита. 2010. 138с. 16. СП 91.13330.2012 Подземные горные выработки. Актуализированная редакция СНиП II-94-80 17. Вохмин С.А. Сборник примеров и задач по подземным горным работам: Учеб. пособие/ ГАЦМиЗ. – Красноярск, 2002.- 120с. 18. Урбаев Д.А. Шахтное и подземное строительство: лаб. Практикум / Д.А. Урбаев. – Красноярск: Сибирский федеральный университет, 2010. – 64с. 19. ПБ 03-553-03 Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом. 20. Требуш Ю.П. Строительство горизонтальных и наклонных горных выработок: Методические указания по выполнению лабораторных работ для студентов горных специальностей / Составитель Ю.П. Требуш; ФГАОУ ВПО СФУ. Красноярск, 2013. – 59 с. Янко С.В,, Ткачук С.П., Баженова Л. Ф., и др. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. Киев. 1994. - 311с. 21. Янко С.В,, Ткачук С.П., Баженова Л. Ф., и др. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. Киев. 1994. - 311с. 22. В. В. Коростовенко, А. В. Галайко, В. А. Гронь. Безопасность ведения горных работ и горноспасательное дело : учеб. пособие / Красноярск: Сибирский федеральный университет, 2018. – 280 c. 23. Пакулов В.В., Пирогов Г.Г. Экономическая оценка новой технологии разработки маломощных крутопадающих жил / Вестник читинского государственного университета №6 (57) 2009. 45-48 с.

24. Министерство природных ресурсов российской федерации распоряжение от 5 февраля 2003 г. n 42-р [Электронный ресурс]// Режим доступа URL: https://files.stroyinf.ru/Data2/1/4293750/4293750072.pdf 25. Котировка на 29.01.2020 ЦР РФ [Электронный ресурс]// Режим доступа URL: https://www.cbr.ru/hd_base/metall/metall_base_new/

ПРИЛОЖЕНИЕ А Схематическая геологическая карта Зун-Холбинского месторождения

Продолжение приложения А Схематическая геологическая карта Березитового месторождения

Продолжение приложения А Сечение рудных штреков

Продолжение приложения А Апробация методики оценки сложности

Продолжение приложения А Оценка соответствии сложности

Продолжение приложения А Паспорт БВР

Продолжение приложения А Паспорт крепления

Продолжение приложения А Вентиляция гор. 1550

Продолжение приложения А Экономическая часть

ПРИЛОЖЕНИЕ Б Таблица 1 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-1 № п/п Исходные данные 1 Мощность рудного тела 2 Угол падения рудного тела 3 4 5 Высота этажа Длина блока Балансовые запасы блока Содержание Au в балансовых запасах Содержание Au во вмещающих породах Коэффициент разрыхления пород Суммарные затраты на добычу,транспортировку и переработку 1 т товарной руды Цена единицы конечной продукции Коэффициент извлечения золота в концентрат при обогащении Плотность руды Плотность вмещающих пород Средняя площадь руды в контуре проходческого забоя Средняя площадь породы в контуре проходческого забоя Суммарная площадь контакта "руда-порода" Средняя амплитуда извилистости геологического или технологического контакта "руда-порода" Средняя толщина теряемой руды на почве выработки Длина выработки,проводимой по рудному телу Ширина выработки,проводимой по рудному телу Минимально-допустимая ширина очистного пространства Удельная величина потерь отбитой руды на лежачем боку Удельная величина потерь отбитой руды на поверхности днища Горизонтальная площадь рудного тела в контурах днища 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 Обозначения m м Комплект № 1 без слож. мощности 0,48 α град 73,5 73,5 73,5 73,5 H Lбл Qбал м м т 3,6 32,09 151,93 3,6 32,09 164,00 3,1 32,09 141,22 3 32,09 136,67 С г/т 7,5 7,5 7,5 7,5 В г/т 0 0 0 0 1,6 1,6 1,6 1,6 Ед. изм Кр Комплект №1 Комплект №2 0,52 0,52 Комплект №3 0,52 Зт руб 3919,39 3919,39 3919,39 3919,39 Цо руб 2 361,58 2 361,58 2 361,58 2 361,58 0,9185 0,9185 0,9185 0,9185 Ио γр γв т/м3 т/м3 2,74 2,7 2,74 2,7 2,74 2,7 2,74 2,7 Sр м2 1,73 1,87 1,61 1,55 Sв м2 10,27 10,13 5,99 4,45 Sк м2 231,048 231,04 198,95 192,54 А м 0,2 0,2 0,2 0,2 Z м 0,1 0,1 0,1 0,1 L м 32,09 32,09 32,09 32,09 Ш м 3,6 3,1 2,6 2,05 Шо м 1,0 1,0 1,0 1,0 Пуна м3/м2 0,03 0,03 0,03 0,03 Пудн м3/м2 0,03 0,03 0,03 0,03 Sдн м2 15,40 17,55 17,55 17,55

Продолжение приложения Б Таблица 1 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-1 25 26 27 Оптимальное соотношение между потерями и μ 0,31 0,31 0,31 разубоживанием на границе выемки Потери и разубоживание при проходке подготовительных и нарезных выработок Фактическое разубоживание Рф т 0,85 0,84 0,79 при проведении ПНР Предельно-допустимое разубоживание при проведении Рпр 0,76 0,76 0,76 ПНР 0,31 0,74 0,76 28 Потери на контактах с вмещающими породами Пм1 т 3,59 9,83 8,46 8,19 29 Разубоживание на контактах с вмещающими породами Р11 т 0,02 0,09 0,09 0,09 30 Потери на зачищенной почве после отгрузки руды из забоя П о1 т 2,88 2,68 3,05 2,95 31 Разубоживание в кондиционной руде, Р12 т 890,00 878,11 519,32 отправленной потребителю Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 385,18 32 Потери общие Побщ т 6,48 12,51 11,52 11,14 33 Разубоживание общее Робщ т 890,01 878,19 519,41 385,27 Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 34 35 Потери общие Побщ % 4,26 7,63 8,16 8,15 Разубоживание общее Робщ % 85,95 85,29 80,02 75,42 Таблица 2 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-2 № п/п Исходные данные 1 Мощность рудного тела 2 Угол падения рудного тела 3 4 5 Высота этажа Длина блока Балансовые запасы блока Обозначения m м Комплект № 1 без слож. мощности 0,55 α град 83,00 83,00 83,00 83,00 H Lбл Qбал м м т 3,60 84,81 233,28 3,60 84,81 301,15 3,10 84,81 259,32 3,00 84,81 250,96 Ед. изм Комплект №1 Комплект №2 0,71 0,71 Комплект №3 0,71

Продолжение приложения Б Таблица 2 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-2 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 Содержание Au в балансовых С г/т 8,84 8,84 8,84 запасах Содержание Au во вмещающих В г/т 0,00 0,00 0,00 породах Коэффициент разрыхления Кр 1,60 1,60 1,60 пород Суммарные затраты на добычу,транспортировку и Зт руб 3919,39 3919,39 3919,39 переработку 1 т товарной руды Цена единицы конечной Цо руб 2361,58 2361,58 2361,58 продукции Коэффициент извлечения золота в концентрат при Ио 0,92 0,92 0,92 обогащении Плотность руды γр т/м3 2,74 2,74 2,74 Плотность вмещающих пород γв т/м3 2,70 2,70 2,70 Средняя площадь руды в Sр м2 1,98 2,56 2,20 контуре проходческого забоя Средняя площадь породы в Sв м2 10,02 9,44 5,40 контуре проходческого забоя Суммарная площадь контакта Sк м2 309,60 309,60 266,60 "руда-порода" Средняя амплитуда извилистости геологического А м 0,20 0,20 0,20 или технологического контакта "руда-порода" Средняя толщина теряемой Z м 0,10 0,10 0,10 руды на почве выработки Длина выработки,проводимой L м 43,00 43,00 43,00 по рудному телу Ширина выработки,проводимой Ш м 3,60 3,10 2,60 по рудному телу Минимально-допустимая ширина очистного Шо м 1,00 1,00 1,00 пространства Удельная величина потерь Пуна м3/м2 0,03 0,03 0,03 отбитой руды на лежачем боку Удельная величина потерь отбитой руды на поверхности Пудн м3/м2 0,03 0,03 0,03 днища Горизонтальная площадь рудного тела в контурах Sдн м2 46,65 59,96 59,96 днища Оптимальное соотношение между потерями и μ 0,25 0,25 0,25 разубоживанием на границе выемки Потери и разубоживание при проходке подготовительных и нарезных выработок Фактическое разубоживание Рф т при проведении ПНР 0,83 0,78 0,71 8,84 0,00 1,60 3919,39 2361,58 0,92 2,74 2,70 2,13 3,87 258,00 0,20 0,10 43,00 2,05 1,00 0,03 0,03 59,96 0,25 0,64

Продолжение приложения Б Таблица 2 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-2 27 Предельно-допустимое разубоживание при проведении ПНР Рпр 28 Потери на контактах с вмещающими породами Пм1 29 Разубоживание на контактах с вмещающими породами 30 Потери на зачищенной почве после отгрузки руды из забоя 31 Разубоживание в кондиционной руде, Р12 т 1163,32 1096,45 626,82 отправленной потребителю Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 0,80 0,80 0,80 0,80 т 3,46 12,24 10,54 10,20 Р11 т 0,00 0,01 0,01 0,01 П о1 т 4,43 4,92 5,60 5,41 449,31 32 Потери общие Побщ т 7,89 17,16 16,14 15,61 33 Разубоживание общее Робщ т 1163,32 1096,46 626,83 449,31 Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 34 35 Потери общие Побщ % 3,38 5,70 6,22 6,22 Разубоживание общее Робщ % 83,77 79,43 72,05 65,63 Таблица 3 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-2-1 № п/п Исходные данные 1 Мощность рудного тела 2 Угол падения рудного тела 3 4 5 Высота этажа Длина блока Балансовые запасы блока Содержание Au в балансовых запасах Содержание Au во вмещающих породах Коэффициент разрыхления пород 6 7 8 Обозначения Ед. изм Комплект № 1 без слож. мощности Комплект №1 Комплект №2 Комплект №3 m м 0,52 0,75 0,71 0,71 α град 65,00 65,00 65,00 65,00 H Lбл Qбал м м т 3,60 33,50 86,17 3,60 33,50 124,56 3,10 33,50 101,32 3,00 33,50 98,05 С г/т 2,33 2,33 2,33 2,33 В г/т 0,00 0,00 0,00 0,00 1,60 1,60 1,60 1,60 Кр

Продолжение приложения Б Таблица 3 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-2-1 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 Суммарные затраты на добычу,транспортировку и Зт руб 3919,39 3919,39 3919,39 переработку 1 т товарной руды Цена единицы конечной Цо руб 2361,58 2361,58 2361,58 продукции Коэффициент извлечения золота Ио 0,92 0,92 0,92 в концентрат при обогащении Плотность руды γр т/м3 2,74 2,74 2,74 Плотность вмещающих пород γв т/м3 2,70 2,70 2,70 Средняя площадь руды в Sр м2 1,87 2,71 2,20 контуре проходческого забоя Средняя площадь породы в Sв м2 10,13 9,29 5,40 контуре проходческого забоя Суммарная площадь контакта Sк м2 120,96 120,96 104,16 "руда-порода" Средняя амплитуда извилистости геологического А м 0,20 0,20 0,20 или технологического контакта "руда-порода" Средняя толщина теряемой руды Z м 0,10 0,10 0,10 на почве выработки Длина выработки,проводимой L м 16,80 16,80 16,80 по рудному телу Ширина выработки,проводимой Ш м 3,60 3,10 2,60 по рудному телу Минимально-допустимая Шо м 1,00 1,00 1,00 ширина очистного пространства Удельная величина потерь Пуна м3/м2 0,03 0,03 0,03 отбитой руды на лежачем боку Удельная величина потерь отбитой руды на поверхности Пудн м3/м2 0,03 0,03 0,03 днища Горизонтальная площадь рудного тела в контурах Sдн м2 17,42 21,39 20,20 днища Оптимальное соотношение между потерями и μ 3,40 3,40 3,40 разубоживанием на границе выемки Потери и разубоживание при проходке подготовительных и нарезных выработок Фактическое разубоживание при Рф т проведении ПНР 0,84 0,77 0,71 Предельно-допустимое разубоживание при проведении Рпр 0,23 0,23 0,23 ПНР Потери на контактах с Пм1 т вмещающими породами 19,80 63,20 51,41 Разубоживание на контактах с вмещающими породами Р11 т 0,02 0,10 0,10 3919,39 2361,58 0,92 2,74 2,70 2,13 3,87 100,80 0,20 0,10 16,80 2,05 1,00 0,03 0,03 20,20 3,40 0,64 0,23 49,75 0,10

Продолжение приложения Б Таблица 3 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-2-1 30 31 Потери на зачищенной почве после отгрузки руды из забоя П о1 т 1,64 2,03 2,19 Разубоживание в кондиционной руде, Р12 т 459,41 421,58 244,90 отправленной потребителю Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 2,11 175,54 32 Потери общие Побщ т 21,44 65,24 53,60 51,86 33 Разубоживание общее Робщ т 459,42 421,68 245,00 175,64 Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 34 35 Потери общие Побщ % 24,88 52,37 52,90 52,89 Разубоживание общее Робщ % 87,65 87,67 83,70 79,18 Таблица 4 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-4 № п/п Исходные данные Обозначения Ед. изм Комплект № 1 без слож. мощности Комплект №1 Комплект №2 Комплект №3 1 Мощность рудного тела m м 0,79 1,00 1,00 1,00 2 Угол падения рудного тела α град 74,00 74,00 74,00 74,00 3 4 5 Высота этажа Длина блока Балансовые запасы блока Содержание Au в балансовых запасах Содержание Au во вмещающих породах Коэффициент разрыхления пород Суммарные затраты на добычу,транспортировку и переработку 1 т товарной руды Цена единицы конечной продукции Коэффициент извлечения золота в концентрат при обогащении Плотность руды H Lбл Qбал м м т 3,60 74,80 11,69 3,60 74,80 14,85 3,10 74,80 12,79 3,00 74,80 12,38 С г/т 25,71 25,71 25,71 25,71 В г/т 0,00 0,00 0,00 0,00 1,60 1,60 1,60 1,60 3919,39 3919,39 3919,39 3919,39 2361,58 2361,58 2361,58 2361,58 0,92 2,74 0,92 2,74 0,92 2,74 0,92 2,74 6 7 8 9 10 11 12 Кр Зт Цо руб руб Ио γр т/м 3

Продолжение приложения Б Таблица 4 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-4 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 Плотность вмещающих пород γв т/м3 2,70 2,70 2,70 Средняя площадь руды в Sр м2 контуре проходческого забоя 2,84 3,61 3,11 Средняя площадь породы в Sв м2 контуре проходческого забоя 9,16 8,39 4,49 Суммарная площадь контакта Sк м2 "руда-порода" 10,80 10,80 9,30 Средняя амплитуда извилистости геологического А м или технологического контакта "руда-порода" 0,20 0,20 0,20 Средняя толщина теряемой Z м руды на почве выработки 0,10 0,10 0,10 Длина выработки,проводимой L м по рудному телу 1,50 1,50 1,50 Ширина выработки,проводимой Ш м по рудному телу 3,60 3,10 2,60 Минимально-допустимая Шо м ширина очистного пространства 1,00 1,00 1,00 Удельная величина потерь Пуна м3/м2 отбитой руды на лежачем боку 0,03 0,03 0,03 Удельная величина потерь отбитой руды на поверхности Пудн м3/м2 днища 0,03 0,03 0,03 Горизонтальная площадь рудного тела в контурах Sдн м2 днища 59,09 49,63 49,63 Оптимальное соотношение между потерями и μ разубоживанием на границе выемки 0,07 0,07 0,07 Потери и разубоживание при проходке подготовительных и нарезных выработок Фактическое разубоживание при Рф т проведении ПНР 0,76 0,70 0,59 Предельно-допустимое разубоживание при проведении Рпр ПНР 0,93 0,93 0,93 Потери на контактах с Пм1 т вмещающими породами 0,01 0,05 0,04 29 Разубоживание на контактах с вмещающими породами Р11 т 30 Потери на зачищенной почве после отгрузки руды из забоя По1 т 31 32 2,99 9,00 0,20 0,10 1,50 2,05 1,00 0,03 0,03 49,63 0,07 0,49 0,93 0,04 0,00 0,22 0,24 0,28 Разубоживание в кондиционной руде, отправленной Р12 т потребителю 37,08 33,96 18,18 Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 0,27 Побщ т 0,24 0,00 3,01 0,00 Потери общие 0,00 2,70 0,29 0,32 12,10 0,31

Продолжение приложения Б Таблица 4 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-4 33 Разубоживание общее Робщ т 37,08 33,96 18,18 12,10 Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 34 35 Потери общие Побщ % 2,02 1,95 2,47 2,47 Разубоживание общее Робщ % 76,40 69,99 59,30 50,06 Таблица 5 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-5 № п/п Исходные данные Обозначения Ед. изм Комплект № 1 без слож. мощности Комплект №1 Комплект №2 Комплект №3 1 Мощность рудного тела m м 0,23 0,24 0,24 0,24 2 Угол падения рудного тела α град 81,00 81,00 81,00 81,00 3 4 5 Высота этажа Длина блока Балансовые запасы блока Содержание Au в балансовых запасах Содержание Au во вмещающих породах Коэффициент разрыхления пород Суммарные затраты на добычу,транспортировку и переработку 1 т товарной руды Цена единицы конечной продукции Коэффициент извлечения золота в концентрат при обогащении Плотность руды Плотность вмещающих пород Средняя площадь руды в контуре проходческого забоя Средняя площадь породы в контуре проходческого забоя Суммарная площадь контакта "руда-порода" H Lбл Qбал м м т 3,60 43,74 88,48 3,60 43,74 91,04 3,10 43,74 78,40 3,00 43,74 75,87 С г/т 29,08 29,08 29,08 29,08 В г/т 0,00 0,00 0,00 0,00 1,60 1,60 1,60 1,60 3919,39 3919,39 3919,39 3919,39 2361,58 2361,58 2361,58 2361,58 0,92 2,74 2,70 0,92 2,74 2,70 0,92 2,74 2,70 0,92 2,74 2,70 0,83 0,85 0,73 0,71 11,17 11,15 6,87 5,29 280,80 280,80 241,80 234,00 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 Кр Зт Цо руб руб Ио γр γв т/м3 т/м3 Sр м2 Sв м Sк м2 2

Продолжение приложения Б Таблица 5 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 122-5 28 Средняя амплитуда извилистости геологического А м 0,20 0,20 0,20 или технологического контакта "руда-порода" Средняя толщина теряемой руды Z м 0,10 0,10 0,10 на почве выработки Длина выработки,проводимой L м 39,00 39,00 39,00 по рудному телу Ширина выработки,проводимой Ш м 3,60 3,10 2,60 по рудному телу Минимально-допустимая Шо м 1,00 1,00 1,00 ширина очистного пространства Удельная величина потерь Пуна м3/м2 0,03 0,03 0,03 отбитой руды на лежачем боку Удельная величина потерь отбитой руды на поверхности Пудн м3/м2 0,03 0,03 0,03 днища Горизонтальная площадь рудного тела в контурах Sдн м2 10,06 10,34 10,34 днища Оптимальное соотношение между потерями и μ 0,07 0,07 0,07 разубоживанием на границе выемки Потери и разубоживание при проходке подготовительных и нарезных выработок Фактическое разубоживание при Рф т 0,93 0,93 0,90 проведении ПНР Предельно-допустимое разубоживание при проведении Рпр 0,94 0,94 0,94 ПНР Потери на контактах с Пм1 т 0,29 0,34 0,29 вмещающими породами 29 Разубоживание на контактах с вмещающими породами Р11 т 0,00 0,00 0,00 0,00 30 Потери на зачищенной почве после отгрузки руды из забоя По1 т 1,68 1,49 1,70 1,64 31 Разубоживание в кондиционной руде, отправленной Р12 т 1176,41 1173,88 723,02 потребителю Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 0,20 0,10 39,00 2,05 1,00 0,03 0,03 10,34 0,07 0,88 0,94 0,28 557,04 32 Потери общие Побщ т 1,97 1,83 1,99 1,93 33 Разубоживание общее Робщ т 1176,41 1173,88 723,03 557,04 Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 34 35 Потери общие Побщ % 2,23 2,01 2,54 2,54 Разубоживание общее Робщ % 93,15 92,94 90,44 88,28

Продолжение приложения Б Таблица 6 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 124-1 1 Мощность рудного тела m м Комплект № 1 без слож. мощности 0,42 2 Угол падения рудного тела α град 67,00 67,00 67,00 67,00 3 4 5 Высота этажа Длина блока Балансовые запасы блока Содержание Au в балансовых запасах Содержание Au во вмещающих породах Коэффициент разрыхления пород Суммарные затраты на добычу,транспортировку и переработку 1 т товарной руды Цена единицы конечной продукции Коэффициент извлечения золота в концентрат при обогащении Плотность руды Плотность вмещающих пород Средняя площадь руды в контуре проходческого забоя Средняя площадь породы в контуре проходческого забоя Суммарная площадь контакта "руда-порода" Средняя амплитуда извилистости геологического или технологического контакта "руда-порода" Средняя толщина теряемой руды на почве выработки Длина выработки,проводимой по рудному телу Ширина выработки,проводимой по рудному телу Минимально-допустимая ширина очистного пространства Удельная величина потерь отбитой руды на лежачем боку Удельная величина потерь отбитой руды на поверхности днища H Lбл Qбал м м т 3,60 26,00 107,71 3,60 26,00 131,93 3,10 26,00 113,61 3,00 26,00 109,94 С г/т 10,31 10,31 10,31 10,31 В г/т 0,00 0,00 0,00 0,00 1,60 1,60 1,60 1,60 № п/п 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 Исходные данные Обозначения Ед. изм Кр Комплект №1 Комплект №2 Комплект №3 0,51 0,51 0,51 Зт руб 3919,39 3919,39 3919,39 3919,39 Цо руб 2361,58 2361,58 2361,58 2361,58 0,88 0,92 0,92 0,92 Ио γр γв т/м3 т/м3 2,74 2,70 2,74 2,70 2,74 2,70 2,74 2,70 Sр м2 1,51 1,85 1,59 1,54 Sв м2 10,49 10,15 6,01 4,46 Sк м2 187,20 187,20 161,20 156,00 А м 0,20 0,20 0,20 0,20 Z м 0,10 0,10 0,10 0,10 L м 26,00 26,00 26,00 26,00 Ш м 3,60 3,10 2,60 2,05 Шо м 1,00 1,00 1,00 1,00 Пуна м3/м2 0,03 0,03 0,03 0,03 Пудн м3/м2 0,03 0,03 0,03 0,03

Продолжение приложения Б Таблица 6 — Расчет показателей нормативов потерь и разубоживания при системе разработки с магазинированием. Р.т 124-1 28 Горизонтальная площадь рудного тела в контурах Sдн м2 10,92 13,53 13,53 днища Оптимальное соотношение между потерями и μ 0,22 0,21 0,21 разубоживанием на границе выемки Потери и разубоживание при проходке подготовительных и нарезных выработок Фактическое разубоживание Рф т 0,87 0,84 0,79 при проведении ПНР Предельно-допустимое разубоживание при проведении Рпр 0,82 0,83 0,83 ПНР Потери на контактах с Пм1 т 1,68 4,00 3,45 вмещающими породами 29 Разубоживание на контактах с вмещающими породами Р11 т 0,00 0,00 0,00 0,00 30 Потери на зачищенной почве после отгрузки руды из забоя По1 т 2,05 2,16 2,46 2,37 31 Разубоживание в кондиционной руде, отправленной Р12 т 736,26 712,39 421,57 потребителю Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 24 25 26 27 13,53 0,21 0,74 0,83 3,33 312,86 32 Потери общие Побщ т 3,73 6,16 5,90 5,71 33 Разубоживание общее Робщ т 736,26 712,40 421,57 312,87 Суммарные нормативные абсолютные величины потерь и разубоживания 34 35 Потери общие Разубоживание общее Побщ % 3,46 4,67 5,20 5,19 Робщ % 87,62 84,99 79,65 75,01

Рецензии:

Авторизуйтесь, чтобы добавить рецензию

- у работы пока нет рецензий -

Отзывы:

Авторизуйтесь, чтобы оставить отзыв