Проект массового взрыва при отработке залежи "Центральная" Риддер-Сокольного рудника (25200)

Посмотреть архив целиком




Аннотация


Дипломный проект на тему «Проект массового взрыва при отработке залежи «Центральная» Риддер-Сокольного рудника» имеет важное значение для работы Риддер-Сокольного рудника.

В диплом проекте освещены основные аспекты работы рудника: вскрытие месторождения, проветривание горных выработок, добычи и транспортировки горной массы, технология закладочных работ, система водоотлива, энергоснабжение горных работ. Полностью отображено проведение массового взрыва, приведены конкретные меры безопасности при его производстве.

В разделе «Безопасность и экологичность проекта. Требование безопасности» дипломного проекта перечислены основные требования по охране труда, представляющие собой систему действующую, на основании соответствующих законодательств и иных нормативных актов, систему социально-экономических, технических, гигиенических и лечебно-профилактических мероприятий и средств, обеспечивающих безопасность, сохранение здоровья и работоспособности человека в процессе труда.

В экономической части дипломного проекта предусмотрен выбор сетки разбуривания, типа ВВ, что имеет весомое значение для снижения себестоимости товарной продукции.


Содержание


Введение

1. Характеристика геологического строения месторождения

1.1 Риддер-Сокольное месторождение

1.2 Магматические породы

1.3 Метаморфизм

1.4 Структурно-тектонические особенности

1.5 Условия локализации руд

1.6 Генезис месторождения

2. Вскрытие и подготовка месторождения

3. Проветривание горных пород

3.1 Характеристика схемы проветривания

3.2 Расчет действующих очистных и проходческих забоев

3.3 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ

4. Внутришахтный транспорт

4.1 Расчет электровозного транспорта

5. Шахтные подъемные установки

5.1 Процесс подъема руды и породы

5.2 Технические характеристики подъемных установок

6. Технология закладочных работ

7. Система водоотлива

8. Энергоснабжение горных работ

8.1 Снабжение сжатым воздухом

8.2 Снабжение теплоэнергией

8.3 Снабжение электроэнергией

9. Производство массового взрыва

9.1 Горно-геологическая характеристика

9.2 Система разработки

9.3 Схема и порядок подготовки к очистной выемке

9.4 Способ отбойки и параметры буро-взрывных работ

9.5 Очередность отбойки руды

9.6 Компенсационная камера

9.7 Способы и средства механизации подготовительных, нарезных и очистных работ

9.8 Схема и расчет проветривания подготовительных, нарезных и очистных работ

9.9 Состояние подземных выработок и поверхностных сооружений

9.10 Оповещение людей об аварии и связь

9.11 Запасные выходы

9.12 Проветривание районов взрыва

9.13 Мероприятия по обеспечению безопасности

9.14 Меры по локализации ударной воздушной волны

9.15 Меры по ограждению зоны возможных обрушений на поверхности

9.16 Меры по обеспечению проветривания района массового взрыва

9.17 Меры по оцеплению опасной зоны

9.18 Порядок проверки выработок, вентиляционных установок, сооружений и перемычек, и отбора проб рудничного воздуха

9.19 Порядок допуска людей в шахту после производства массового взрыва

9.20 Расчетные показатели массового взрыва

9.21 Расчет электровзрывной сети при производстве массового взрыва

9.22 Расчет сейсмически опасной зоны массового взрыва

9.23 Расчет по определению границ опасной зоны при подготовке массового взрыва

9.24 Проветривание районов взрыва

9.25 Маршруты движения ВГСЧ и пробоотборщиков

10. Безопасность и экологичность проекта. Требования безопасности

10.1 Краткая характеристика месторождения

10.2 Токсичные вещества, образующиеся при производстве горных работ

10.3 Вредные факторы и предупреждающие их воздействия мероприятия

10.4 Общие организационные мероприятия

10.5 Технические мероприятия

10.6 Санитарно-гигиенические мероприятия

10.7 Противопожарные мероприятия

10.8 План ликвидации аварий

11. Охрана недр и окружающей среды

12. Экономика и организация производства

12.1 Численность работающих и производительность труда

12.2 Себестоимость товарной продукции

12.3 Прибыль и рентабельность производства

12.4 Технико-экономические показатели

12.5 Экономический эффект

Заключение

Список литературы


Введение


Месторождения Лениногорского района были открыты по следам «чудских» разработок в период наибольшего расцвета Кабинетского горнозаводского дела на Алтае: в 1784 году – Риддерское, в 1811 году – Крюковское, в 1817 году – Филипповское, в 1820 году – Сокольное. В эти же годы были открыты, опробованы и иногда эксплуатировались другие мелкие рудопроявления, называемые тогда «приисками». Добывались окисленные свинцово-серебряные и медные руды, велась промывка золота.

С 1900 года право на разведку и эксплуатацию передано австрийской концессии «Туры-Таксиса», а с 1914 года – английской фирме Л.Уркварта. С 1918 года концессия прекратила существование, рудники были затоплены. С 1925 года началось восстановление и планомерное освоение Риддерских месторождений, а с 1930 года интенсивное развитие Сокольного Месторождения.

Под названием «Риддер-Сокольное месторождение» в 1964 году были объединены все территориально-смыкающие залежи Риддерского, Сокольного и Филипповского месторождений, а также несколько обособленное Крюковское месторождение.

В 1914 году Риддерский рудник, основной рудной базой которого являлась Риддерская залежь, стал называться Лениногорским. 21 декабря 1951 года из Лениногорского рудника выделился Быструшинский, в 1958 году переименованный в рудник им.40-летия ВЛКСМ. В октябре 1952 года из Лениногорского рудника выделилась в самостоятельный цех шахта «Скиповая», которая занималась централизованной подземной транспортировкой и выдачей на гора горной массы со всех рудников РСМ. В июле 1967 года приказом министра цветной металлургии Каз.ССР шахта «Скиповая» была переименована в Риддерский рудник.

Разработка Риддер-Сокольного месторождения до 1994 года производилась тремя рудниками: Лениногорским, Риддерским, им.40-летия ВЛКСМ, с июля 1994 года – ведется двумя: Риддер-Сокольный, им.40-летия ВЛКСМ, а с мая 2001 года – одним рудником: Алтайским, который в 2002 году переименован в Риддер-Сокольный.

С 1934 по 1947 годы основной системой разработки на Сокольном месторождении была камерно-столбовая система с породной закладкой камер и отработкой междукамерных целиков системой слоевого обрушения. Интенсивность отработки была чрезвычайно низкой и составляла около 250 т в месяц.

В 1947 году проводились опытные работы по применению системы подэтажного обрушения для отработки отдельных целиков. Однако, данная система распространения не получила вследствие высокой крепости руды, опасности производимых работ и значительных потерь и разубоживания руды.

В 1947 – 1948 г.г. были начаты экспериментальные работы по применению системы этажного принудительного обрушения. В процессе внедрения и освоения системы, совершенствования ее конструктивных элементов, были отработаны оптимальные параметры буровзрывных работ, достигнута высокая организационная система проведения массовых взрывов. Силами специалистов комбината были созданы новые буровые станки для бурения взрывных скважин в крепких породах. Это позволило расширить область применения системы разработки и значительно улучшить технико-экономические показатели. Применение системы принудительного блокового обрушения позволило к 1960 году в сравнении с 1947 годом увеличить уровень добычи руды в 4,3 раза, снизить ее себестоимость в 2 раза, повысить производительность труда рабочего по руднику в 4,5 раза, улучшить условия труда, сократить расход леса и других материалов.

К 1964 году верхняя часть Сокольного месторождения, представляющая наиболее мощную обогащенную часть минерализованных микрокварцитов, была отработана. Дальнейшая отработка рудных тел неправильной формы из-за уменьшения активной высоты блоков, привела к увеличению удельных затрат на подготовительно-нарезных работах, конструктивных потерь руды в массиве. Это потребовало коренного изменения конструкций днищ блоков, методов выпуска и доставки руды.

Одним из перспективных направлений в этом плане явилось внедрение с 1958 года системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды, позволяющей совместить горизонт доставки и выпуска, значительно упростить конструкцию системы, ликвидировать подсечку, дучки, воронки. Применение данной системы позволило осуществить технологию с комплексной механизацией и автоматизацией добычных работ с применением специальных передвижных виброустройств. Такой тип виброустановки был создан горно-экспериментальным отделом комбината в конце 1963 года.

В 1957 году на Лениногорском руднике впервые прошла испытания система разработки с доставкой руды силой взрыва. После отработки этой системой в 1959 – 1961 г.г. ряда панелей, она стала штатной на всех рудниках Риддер-Сокольного месторождения.

С учетом существующих горно-геологических, горно-технических условий отработки в плановых направлениях развития горных работ на 2010 год удельный вес основных видов применяемых систем разработки в целом по Риддер-Сокольному месторождению составляет: этажное принудительное обрушение – 16,7%, подэтажное обрушение – 50,2%, с закладкой выработанного пространства – 33,1%. Горными работами задействовано 8 залежей (Центральная, Победа, Перспективная, Белкина, Риддерская, II и III Юго-Западная, Быструшинская) и 11 эксплуатационных горизонтов (с 8 по 18).


1. Характеристика геологического строения месторождения


1.1 Риддер-Сокольное месторождение


Риддер-Сокольное месторождение расположено в северной половине средней части Лениногорского грабена.

В основании разреза толщи пород залегают метаморфизованные породы ордовика (0), перекрытые осадочными породами нижнего и среднего девона.

Нижнедевонская толща (D1) средней мощности 50-80м представлена алевролитами, алевропесчаниками, грубозернистыми песчаниками и гравелитами. В основании песчано-сланцевой толщи наблюдаются линзы конгломератов и гравелитов мощностью 10-50см, содержащих обломки метаморфических сланцев и кварца розового цвета угловатой формы.

В отложениях среднего девона (D2) выделяется четыре свиты: Лениногорская, Крюковская, Ильинская, Сокольная.

Лениногорская свита (D 2е2ln) четко делится на две части: нижнюю - мощностью от 60 до 250м, состоящую из лав и лавобрекчий кварцевых фельзитпорфиров и сопровождающих их туфолав, туфов липаритового состава; верхнюю - сложенную агломератовыми туффитами (вулканомиктовыми гравелитами) с прослоями алевропелитов. Мощность туффитов 50-300м.

Контакт с налегающей крюковской свитой не четкий: постепенно убывает количество обломков и кремнистый цемент туфов зеленовато-серой окраски переходит в темно-серые алевропелиты или в серые и светло-серые серицитизированные микрокварциты.

Крюковская свита (D2е2kr) отличается большим разнообразием слагающих пород, сложными фациальными переходами между ними, значительной изменчивостью по мощности. В направлении с запада на восток мощность убывает от 400м в западной и северо-западной частях, до 200-300м - в центральной. В восточной части месторождения мощность осадочных пород свиты составляет 50-100м. На участке Заводской залежи породы крюковской свиты не выделяются.

Породы свиты представлены известковистыми, глинистыми, кремнистыми, углисто-кремнистыми, углисто-глинистыми алевропелитами с прослоями песчаников. Выделяется верхний алевропелитовый горизонт (сланцы висячего блока), светло-серого цвета мощностью 0-50м. Ниже залегают кремнистые алевропелиты и микрокварциты - породы вмещающие оруденение. Микрокварциты резко меняют мощность по падению и простиранию, где на коротком расстоянии замещаются алевропелитовыми разностями. Наибольшая мощность микрокварцитов (до 350м) в центральной и южной частях месторождения. В этих местах располагаются купольные структуры сложенные барит-кварцевыми породами с богатым оруденением.

В породах крюковской свиты согласно залегают игнимбриоподобные кварцевые альбитофиры (серицит-хлорит-кварцевые породы.)

Ильинская свита (D2еfil) сложена пестро-окрашенными (зеленоватого, красноватого, серо-зеленоватого цветов) осадочными породами. В нижней части свиты характерно переслаивание тонких слоев светлых кремнистых и темных глинистых алевропелитов и алевролитов, зеленых мелкозернистых песчаников, глинистых алевропесчаников. В средней части свиты распространены гематитизированные алевролиты характерной вишневой окраски, образующие небольшие (первые метры) прослои, встречаются органогенные известняки. весьма характерно присутствие в составе свиты (в средней или нижней части) своеобразных среднеобломочных туфов смешанного состава. Обломки представлены фельзитами и порфиритами, другими породами и кварцем. Мощность туффитов от 2-3 м до 30-40 м.

В верхней части свиты наблюдается переслаивание нормальных осадочных пород; алевропелитов и алевролитов, зеленых вулканомиктовых песчаников и гравелитов. Общая мощность свиты меняется в пределах 30-100 м. Наибольшая - на флангах месторождения за счет увеличения мощности залежей порфиритов; наименьшая - в центральном, наиболее приподнятом блоке.

Сокольная свита (D2еfsk) на месторождении завершает девонские отложения. Сложена она известковистыми алевропелитами, аргиллитами с небольшими прослоями и линзами кварц-полевошпатовых песчаников. В нижней половине свиты располагается субвулканическая залежь кварцевых альбитофиров.


1.2 Магматические породы


На месторождении выделены следующие породы, связанные с магматической деятельностью: кварцевые альбитофиры; альбитофиры, порфириты плагиоклазовые и авгитовые (в основном миндалекаменнные); диабазы (собственно диабазы и диабазовые порфириты), эксплозивные (эруптивные) брекчии.

Кварцевые альбитофиры распространены на всей площади месторождения в отложениях сокольной и крюковской свиты. Мощность их в сокольной свите 40-160м. Внутреннее строение кварцевых альбитофиров неоднородное. Выделяются разности флюидально-полосчатые, автобрекчированные, массивные туфовидные и другие.

В Крюковской свите залегают пластообразные тела игнимбритоподобных кварцевых альбитофиров, (серицит-хлорит-кварцевые), подвергшихся сильному гидротермальному метаморфизму, вплоть до полного замещения (перекристаллизации) агрегатами вторичных продуктов. В центральной части месторождения они образуют три пластообразных тела мощностью до 40-45м и ряд более мелких тел. В восточной части месторождения (Крюковская залежь) игнимбритоподобные альбитофиры соединяются в одну мощную толщу (до 200 м), почти полностью вытесняя из разреза осадочные породы.

Миндалекаменные плагиоклазовые порфириты распространены среди отложений ильинской свиты, образуя небольшой мощности (первые десятки метров) согласные пластовые тела.

В Крюковской свите они располагаются между Риддерской и Центральной залежами во флексурном перегибе, занимая секущесогласное положение во вмещающих породах, а также выполняя полости сбросов северо-западного направления.

Диабазы и диабазовые порфириты представлены дайками мощностью 0,2-3,0м и протяженностью до 1-3 км, северо-восточного простирания, крутого (70-900) падения. Дайки являются наиболее молодыми образованиями на месторождении: они пересекают все породы месторождения и рудные тела.

Эксплозивные (эруптивные) брекчии распространены на всей площади месторождения, но наибольшее распространение имеют в южной его половине. Образуют тела сложной формы, располагаются преимущественно в тектонических зонах и зонах дробления, нередко выполняя те же трещины, что и кварцево-рудные жилы. В составе обломков представлены все породы месторождения, а также обломки гранитов.


    1. Метаморфизм


Наиболее проявлен в породах ордовика, залегающих в основании разреза, где породы подвергнуты перекристаллизации, смятию до гофрировки, серицитизации, хлоритизации и выглядят как серицит-хлорит-кварцевые сланцы. Первичный состав их выявляется с трудом.

В породах девонской толщи установлен, в основном, гидротермальный метаморфизм: серицитизация, карбонатизация, окварцевание.

Серицит и доломит присутствуют практически во всех породах: осадочных и вулканогенных. Процесс серицитизации происходил как в дорудную стадию, синхронно с накоплением осадков, так и в рудную.

Особенно глубоким метаморфизмом охвачены игнимбритоподобные кварцевые альбитофиры (хлорит-серицит-кварцевые породы), где обломки и цемент первичной породы полностью серицитизированы, окремнены. На месторождении наблюдается зональность гидротермального метаморфизма, соответствующая гипогенной зональности отложения руд: верхнему горизонту свинцово-цинковых руд сопутствует серицитизация и окварцевание, а нижнему цинково-медному - хлоритизация.


    1. Структурно-тектонические особенности


На Риддер-Сокольном месторождении выделяются две антиклинальные складки север-северо-западного простирания: Риддер-Сокольная и Крюковская. К северу антиклинали соединяются, а прогиб между ними имеет форму клина. Падение крыльев складок пологое (8-200). Антиклинали выделяются по кровле пород Крюковской свиты.

Пликативные деформации усиливаются разрывными нарушениями северо-северо-западного направления, которые обуславливают горстантиклинальную структуру: Восточный сброс, сброс шх. Николаевской, сброс скв. 50-53, сброс скв. 153-158, Западный, 1-й, 2-й, 3-й Быструшинские сбросы, Юго-Заводской. Все сбросы четко фиксируются на верхних горизонтах по несогласному залеганию пород (туфов Ильинской свиты, алевропелитов Крюковской). С глубиной четкость их проявления существенно уменьшается вследствие выполаживания и разветвления в однородных породах.

Сброс скв. 50-53 прослежен на протяжении 3 км и на глубину около 400 м. Располагается он в западном крыле Риддер-Сокольной горст-антиклинали и падение его согласное с падением пород. Угол падения 60-700 на верхних горизонтах с глубиной выхолаживаются до 40-450, простирание 310-3300. Вертикальное смещение по нему примерно 90 м. Сброс выражен в виде одной или нескольких (2-3) трещин или зонами дробления мощностью до 1-2 м. Полости трещин выполнены глинкой трения, местами кальцитом, кварцем белого цвета, часто эти минералы образуют жилу со сложным взаимным прорастанием.

В северной части месторождения сброс разветвляется. Одна из ветвей разделяет Риддерскую и 2 Риддерскую залежи, а вторая с многочисленными трещинами оперения идет по прослою серицито-кварцевых пород в лежащем боку Риддерской залежи, что обусловило секущее контакты серицито-кварцевых пород с микрокварцитами.

Сброс шахты Николаевской располагается в восточном крыле Риддер-Сокольной горст-антиклинали. По простиранию он прослежен на 1,5 км, амплитуда смещения 12-40 м; падение на восток 60-650, на глубине выполаживается до 400, простирание в северной части 340-3450.

Сброс скв. 153-158 установлен по несогласию в залегании пород в разрезе скважин, определивших его название и скважинами 336 и 785. Сброс пересечен на 11 горизонте квершлагом на Северо-Восточную залежь, где он проявляется зоной дробления и рассланцевания кремнистых алевропелитов. Азимут простирания 300-3200, падение на запад 50-550. Амплитуда смещения оценивается до 70 м, но достоверных данных нет.

Сброс Западный, расположенный в западном крыле 2 Юго-Западной залежи, проявляется несколькими субпараллельными трещинами, две из них выделяются лучше других. Падение их на запад под углом 50-600, простирание 310-3500. По простиранию сброс прослежен до 500 м, по падению 300-3500. К сбросу приурочено широкое развитие эксплозивных (эруптивных) брекчий, особенно в южной части. По характеру проявления и минерального выполнения трещин Западный сброс аналогичен сбросу скв. 50-53.

1-й Быструшинский сброс вскрыт разведочными выработками на 11,13,14,16 горизонтах и прослежен по простиранию до 200 м, по падению около 150 м. Азимут простирания 3300, падение на северо-восток 45-500. Полость сброса выполнена глинкой трения и обломками пород. Падение его согласное с крылом очень пологой Быструшинской антиклинали. Смещение, установленное по несогласию в залегании пород Ильинской свиты, достигает 25-30 м. На площади Быструшинской залежи вскрыты еще 2-й и 3-й Быструшинские сбросы северо-западного простирания, падение на северо-восток под углом 50-400. Амплитуда смещения ориентировочно определена в 10-15 м.

Восточный сброс проходит в ядре Крюковской антиклинали. Установлен по неувязке пород в разрезе и отмечен по скважинам пересекшим зону дробления. Простирание сброса северо-западное, падение на северо-восток 60-650.

Вышеперечисленные сбросы не являются глубинными разломами и если связаны с глубинными структурами, то только косвенным образом, поскольку входят как элементы в структуру блоковых складок.

На месторождении вскрыты тектонические трещины, выполненные миндалекаменными порфиритами, эксплозивными (эруптивными) брекчиями, жильным материалом с сульфидными минералами: (сбросы; Поперечный, шх. Южной, скв. 107). Эти сбросы дорудного заложения и сложной системой трещин вероятно связаны с глубинными каналами. Выделяются тектонические нарушения субширотного простирания, вмещающие дайки диабазов. На формирование структур месторождения влияния они не оказывали.

В северной части месторождение ограничивается Северным надвигом. Плоскость сместителя его образует слабо-волнистую поверхность, падающую в северо-западном направлении под углом 25-400. Нарушение выражено зоной милонитизированных и брекчированных пород и глинкой трения мощностью 1-4 м. Сбросы северо-западного простирания делят Риддер-Сокольную горст-антиклиналь на блоки: центральный, западный и восточный.

В центральном блоке, ограниченным сбросами шх. Николаевской и скв. 50-53, располагаются залежи: Заводская, Риддерская, Глубокая, Центральная, Победа; в восточном - к востоку от сброса шх. Николаевской - залежи: Новая, Северо-восточная, 2-я Северо-восточная, Белкина, Перспективная. В западном блоке - к западу от сброса скв. 50-53 - известны залежи 2-я Риддерская, 1,2,3 Юго-Западные и Быструшинская. В восточном фланге месторождения залегают залежи Крюковская и Дальняя.


    1. Условия локализации руд


Оруденение Риддер-Сокольного месторождения локализуются на четырех стратиграфических уровнях. Первый приурочен к верхней части крюковской свиты, на так называемом "критическом" горизонте, в местах широкого развития микрокварцитов, серицитовых кварцитов. Состав руд преимущественно полиметаллический с высоким содержанием золота и серебра. Ниже по разрезу, на границе Крюковской и Лениногорской свит концентрируется второй уровень оруденения, представленный медными, медно-цинковыми рудами (залежи Центральная, Риддерская, Победа).

В северной части и в северо-восточном фланге месторождения скважинами вскрыты руды третьего уровня оруденения, располагающиеся в средней части Лениногорской свиты, на контакте толщи вулканомиктовых гравелитов с лавами липаритовых порфиров и туфогенных гравелитов. Здесь по составу преобладает существенно цинковый тип оруденения, выделяются также медные, медно-цинковые, свинцово-цинковые руды.

Четвертый уровень оруденения располагается в песчано-сланцевой толще нижнего девона и на контакте ее с породами лениногорской свиты и в породах метаморфической толщи. Тип оруденения, в основном, прожилковый, реже вкрапленный, гнездовый. По составу выделяются следующие разновидности: полиметаллические, медно-цинковые, свинцово-цинковые. Форма рудных тел сложная условно пластообразная.

Все месторождение состоит из комбинации генетически различных типов оруденения в разнотипных структурах, представляющих сочетание согласных и секущих форм. Характер локализации руд указывает на то, что отложение их происходило в закрытых тектонических структурах. Наиболее развиты межпластовые нарушения и отслоения, сетчатые и субпараллельные системы трещин и комбинированные формы. В особый генетический тип выделяются гидротермально-осадочные руды в алевропелитах.

Межпластовые нарушения и отслоения проявлены на всей площади месторождения на границе микрокварцитов и покрывающих их алевропелитов крюковской свиты, "критический горизонт" по Н.Н. Куреку. В этом горизонте сконцентрирована большая часть руд свинцово-цинкового состава. Широко развиты здесь кварц-баритовые, барит-кварцевые породы, образующие купола и пластовые залежи.

На площади Риддерской залежи в этом структурном горизонте залегает тело массивных полиметаллических руд, окаймленное доломитовыми серицитолитами. Сетчатые жильные системы развиты в слоистых хрупких микрокварцитах с прослоями серицитизированных разностей. Пространственное положение жил в этой структуре разнообразно: крутопадающие, почти перпендикулярные к слоистости микрокварцитов; согласные с ней и секущие под различными углами и азимутами направлений. Наибольшее развитие эти системы получили под кварц-баритовыми куполами с постепенным переходом от одних к другим.

Субпараллельные жильные системы тесно связаны с сетчатыми, сменяя их по мере удаления на глубину. На участке Центральной залежи, на горизонте медно-цинкового оруденения, эта жильная система имеет самостоятельное развитие.

В целом на месторождении все описанные структурные системы взаимосвязаны и комбинация их определяет в целом медузообразную форму крупных рудных тел.

На месторождении вскрыт и изучен своеобразный генетический и структурный тип оруденения - слоистые руды в алевропелитах крюковской свиты. Располагаются они на участке 2-й Риддерской залежи. Слои полиметаллической руды залегают согласно со слоистостью алевропелитов, переслаиваясь с ними. Мощность рудных слоев от первых метров до сантиметров. Генетически эти руды являются гидротермально-осадочными синхронными с осадконакоплением. Мощность рудоносного горизонта достигает 20 м.

Описанные рудовмещающих систем выявлены и изучены в горных выработках первого и второго уровня оруденения.

Оруденение третьего и четвертого горизонта вскрыто скважинами. Рудные тела, содержащие запасы руды и металлов, залегают субсогласно с вмещающими породами в зонах повышенного рассланцевания. Внутреннее строение их сложное, представленное гнездово-штокверковыми зонами, в которых разноориентированные рудные прожилки, гнезда и вкрапленность сгущаются до промышленной концентрации. Поэтому форма рудных тел и структурные типы являются условными.


    1. Генезис месторождения


Взгляды на генезис месторождения изложены в многочисленных работах и сводятся в основном к двум положениям.

Одна группа исследователей – П.П. Буров, Н.Н. Курек (1939г.), К.Ф. Ермолаев (1957г.) и другие, с небольшими вариантами связывают образование руд месторождения с дериватами Змеиногорского интрузивного комплекса – кварцевыми альбитофирами.

Вторая группа – Вейц Б.И., Левоник (1945г.), Щерба Г.Н. (1968г.), Покровская И.В., Ковриго О.А. (1970г.), Чепрасов Б.Л. (1972г.) и другие, образование руд увязывает с очагами девонского вулканизма. Этой точки зрения в настоящее время придерживается большинство геологов.

По имеющимся данным месторождение сформировалось в три этапа, разделенных на ряд стадий.

Отложение девонских пород в районе началось в результате вулканических извержений центрального и трещинного типов; накапливались лавы, лавобрекчии туфов и туффитов в морских условиях. Каледонское основание, разбитое на отдельные блоки, неравномерно погружалось. Смещение отдельных блоков по субмеридиональным разломам обусловило появление конседиментационных флексурных изгибов, неравномерное накопление осадков, подводные оползни, размыв отложений и т.д. В начале Крюковского времени в центральной части месторождения формируется мощная толща кремнистых пород, к востоку и югу она фационально замещается кислыми эффузивами, на западе – алевропелитами, на севере развивается островное сооружение. Отложение кремнистых осадков завершается формированием двух блоков Центрального и Западного. На северо-западном фланге в понижениях ложа накапливаются темно-серые, богатые органическим веществом алевропелиты и слоистые гидротермально-осадочные руды (2-я Риддерская залежь). Накопление слоистых руд связано с поступлением металлоносных растворов из вулканического очага непосредственно на дно моря в илистые осадки, где вследствии коагуляции образовались обогащенные сульфидами слойки. Отложению сульфидов способствовала щелочная, слабо восстановительная среда морской воды и повышенное количество органики.

Затухание вулканической деятельности совпадает с последующим погружением участка, что фиксируется широким распространением алевропелитов, которые перекрывают микрокварциты и вулканогенные породы Крюковской подсвиты. Под толщей алевропелитов продолжали циркулировать рудоносные растворы и отлагались руды в полостях отслоения.

В Ильинское время деятельность вулканов характеризуется продуктами среднего состава, сложившиеся структуры не претерпевают каких-либо изменений. Туфы, туффиты Ильинской подсвиты отлагались в водной среде в спокойной обстановке, о чем свидетельствуют выдержанные слои отложений, вулканогенные отложения ильинского времени перекрываются однородными известковистыми алевропелитами Сокольной свиты, в верхах которой встречаются прослои лавобрекчий, песчаников, что говорит о возобновлении вулканизма, сопровождающегося колебаниями дна моря.

К началу живета вулканическая деятельность усиливается, осадки становятся в основном вулканогенными. С живетским вулканизмом связано возникновение тектонических движений. Тектоника носит унаследованный характер, продолжают развиваться конседиментационные структуры, заложенные в эйффеле.

Возникшие движения по древним тектоническим швам обусловили разрывные деформации, трещины скола и растяжения. Развитие разрывных нарушений вызвали поступление рудоносных растворов.

В приоткрывшихся трещинах отлагаются медные руды, затем медно-цинковые руды. В жестких структурах трещины проникают в верхние горизонты, что приводит к смешиванию глубинных и богатых кислородом поверхностных вод; это обусловило начало новой баритополиметаллической стадии.

После формирования медных и баритополиметаллических руд наступил период покоя и перерыв в рудоотложении. Последовавшие новые тектонические импульсы сопровождались внедрением своеобразных эруптивных брекчий. С этими импульсами связано поступление щелочных, богатых калием и магнием гидротерм, которые вызвали растворение и переотложение рудного материала. Образовались богатые фенгитом сульфидно-серицитоввые руды. После сульфидно-серицитовой стадии на месторождении отмечается незначительное переотложение сульфидов в виде редких и мелких прожилков и гнезд в поздних кварцевых жилах и внедрение диабазовых даек.

Наличие на месторождении седиментных полиметаллических руд позволяет отнести начало их отложения к эйфелю. Завершение процессов рудоотложения, внедрение брекчий условно может быть датировано карбоном, с учетом определения абсолютного возраста (255-265 млн. лет) по серицитолитам, формирование которых завершалось в третьем этапе. Согласно данным по изотопному составу свинца (Шилов и др. 1971г.) из руд и вмещающих пород месторождения можно говорить о тождественности источника для всех этапов. Этим источником может быть глубинный очаг вулканизма, что подтверждается низкими значениями коэффициента вариации изотопных отношений (0,15-0,30).

Таким образом, основные особенности оруденения Риддер-Сокольного месторождения свидетельствуют о его полигенном и полихромном характере.


2. Вскрытие и подготовка месторождения


К Риддер-Сокольному руднику относятся действующие стволы шахт «Новая», «Скиповая-1», «Скиповая-2», «Андреевская», «Белкина-1», «Белкина-2», шахта №3, «Южная», «Быструшинская», «Слепая-Быструшинская», «Вентиляционная», «Соколок», штольня «Риддерская», шурф «Северный».

Ствол шх. «Новая» - круглого сечения, диаметр в свету 5,5 м, пройден до 18 горизонта, служит для спуска-подъема людей, материалов, выдачи медно-цинковой руды и породы, подачи свежего воздуха. На весь срок эксплуатации месторождения остается с теми же функциями.

Ствол шх. «Скиповая-1» - прямоугольного сечения, пройден до 18 горизонта, служит для выдачи свинцово-цинковых руд. После проведенной в 1999 году реконструкции армировки остается с теми же функциями до начала добычи на Долинном или Ново-Лениногорском месторождении.

Ствол шх. «Скиповая-2» - круглого сечения, диметр в свету 7,5 м, пройден до 20 горизонта. В связи с остановкой строительства рудовыдачного комплекса из-за отсутствия средств, до начала добычи на Долинном или Ново-Лениногорском месторождении используется как воздухоподающий (44 м3/сек) для проветривания околоствольных выработок шахт «Новая» и «Скиповая-1».

Ствол шх. «Андреевская» - прямоугольного сечения, пройден до 11 горизонта, служит для спуска-подъема людей, материалов, подачи свежего воздуха (58 м3/сек) на Центральную залежь (8-9-10 горизонты). После отработки запасов верхних горизонтов и передачи функций по подаче свежего воздуха шх. «Белкина-1» погашается.

Ствол шх. «Белкина-1» - круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 16 горизонта и служит для подачи свежего воздуха. Для обеспечения подачи необходимого количества свежего воздуха до 250 м3/сек на горные работы необходимо выполнить строительство вентиляторной установки с вентилятором ВЦД-31,5М2 и калориферной, провести реконструкцию здания подъемных машин.

Ствол шх. «Белкина-2» - круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, служит для выдачи загрязненного воздуха в количестве 92,4 м3/сек. После реконструкции вентиляторной установки (замена вентилятора ВУПД-2,8 на ВЦД-31,5М2) используется для выдачи загрязненного воздуха взамен шахты №3 и «Вентиляционная».

Ствол шахты №3 – круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 13 горизонта, служит для выдачи загрязненного воздуха. После начала отработки охранного целика погашается.

Ствол шх. «Южная» - круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 13 горизонта. В связи с возможным нарушением стволов шахты №3 и шх. «Вентиляционная» при отработке запасов охранного целика шх. «Южная» становится воздуховыдающим стволом. Для этого необходимо строительство здания подъемных машин для бадьевого подъема и здания вентиляторной установки под ГВУ-ВЦД-31,5М2.

Ствол шх. «Быструшинская» - круглого сечения, диаметр в свету 5,5 м, пройден до 16 горизонта. Служит для спуска-подъема людей, материалов, подачи свежего воздуха. После реконструкции надшахтного здания и строительства вентиляторной установки с калориферной становится основным воздухоподающим стволом (до 145 м3/сек) на нижние горизонты Быструшинской, II Юго-Западной, III Юго-Западной залежей и юга Быструшинской залежи.

Ствол шх. «Слепая-Буструшинская» - круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден с 15 до 18 горизонта. Оборудован клетьевым подъемом, служит для спуска-подъема людей, материалов на нижние горизонты, выдачи руды и породы на 15 горизонт, подачи свежего воздуха от шх. «Быструшинская» на нижние горизонты.

Ствол шх. «Вентиляционная» - круглого сечения, диаметр в свету 4,5 м, пройден до 13 горизонта, служит для выдачи отработанного воздуха. При отработке запасов с охранного целика шахты №3 системами с обрушением погашается в верхней части (выше 10 горизонта). Функции воздуховыдающей передаются на шх. «Южная» и шх. «Белкина-2».

Ствол шх. «Соколок» - круглого сечения, диаметр в свету 5,5 м, пройден до 18 горизонта. Предназначался по проекту реконструкции для подачи свежего воздуха вентилятором ВОД-30. В связи с отсутствием финансирования строительство остановлено. За сет естественной тяги по стволу в настоящее время подается до 20 м3сек свежего воздуха на нижние горизонты Быструшинской залежи.

Штольня «Риддерская» - сечение 10,8 м2, пройдена с уровня горизонта штолен на северный склон сопки «Риддерская», является нейтральной, законсервирована.

Шурф «Северный» - круглого сечения, диаметр в свету 6,0 м, служит для выдачи загрязненного воздуха с горных работ верхних горизонтов в количестве 545 м3/сек, функции сохраняются на весь период отработки залежей Центральная, Риддерская, Заводская.

Проектом «Реконструкция рудников Риддер-Сокольного месторождения», в соответствии с которым велось строительство и эксплуатация рудников, предусматривалась максимальная производительность по добыче руды объемом 2850 тыс. т в год. Для выхода на проектную производительность предлагалось выполнить реконструкцию схемы вскрытия месторождения с целью обеспечения горных работ свежим воздухом.

Проектом предусматривалась дополнительно проходка стволов шахт «Скиповая-2», «Соколок», «Вентиляционная-2», штольни «Риддерская» и установка вентиляторов главного проветривания на стволах шахт «Белкина-1», «Быструшинская», «Скиповая-1», «Соколок», «Вентиляционная-2», штольня «Риддерская» с переводом проветривания со всасывающего на нагнетательно-всасывающий способ.

Строительство объектов по проекту продолжалось до начала девяностых годов и остановлено в связи с тяжелым финансовым положением предприятия.

В настоящее время оптимальная производительность рудника Риддер-Сокольного месторождения составляет 2200 тыс. т руды в год. Планируется вывести рудник с 2012г. на 2600 тыс.т руды в год и до 2016г. выйти на 4000тыс.т руды в год.

Это значительно увеличивает капитальные вложения, но в связи с увеличением цен на металлы в настоящее время, рудник все равно остается рентабельным.


3. Проветривание горных работ


3.1 Характеристика схемы проветривания


На Риддер-Сокольном руднике применяется всасывающий способ проветривания.

По мере увеличения глубины разработки, расширения воронок обрушения и площадей аэродинамических связей с поверхностью, проветривание горных работ постоянно осложняется.

В этой ситуации наблюдается, что при полной загрузке и даже перегрузке отдельных воздуховыдающим стволов шахт (например, скорость движения воздуха по стволу шх. «Вентиляционная» достигает 17 м/сек), воздухоподающие стволы недогружены (по шх. «Быструшинская» подается 90100 м3/сек при скорости 4,55,0 м/сек).

Это объясняется тем, что через зоны обрушения и карьер на подземные горные работы поступает до 150 м3/сек воздуха с поверхности в виде притечек. В зимний период, особенно за счет собственной тяги, в подземные выработки поступает холодный воздух, изменяя направления вентиляционных струй и нарушая общий режим проветривания очистных работ.

Принимая меры при существующем всасывающем способе проветривания улучшения режимов вентиляции не дают, т.к. на главные вентиляционные установки ложится дополнительная нагрузка по выдаче воздуха, поступающего из обрушений, затрудняя забор отработанного воздуха с горных работ.

По рекомендации научно-исследовательских институтов и практическому опыту других рудников коренное улучшение проветривания горных работ в этих условиях может быть достигнуто только при переводе рудника на нагнетательно-всасывающий способ проветривания.

Поэтому, учитывая перспективное развитие горных работ в бортах и под дном Андреевского карьера, на залежах «Победа», «Перспективная», «Белкина» и II-я Юго-Западная с применением систем с обрушением, а также переход основных объемов добычи по рудникам на нижние (1318) горизонты, в ТЭО рассмотрены варианты нагнетательно-всасывающего способа проветривания Риддер-Сокольного месторождения, как наиболее соответствующего конкретным условиям.

При рассмотрении вариантов схемы и способа проветривания учтены следующие технические условия:

  • техническое состояние действующих главных вентиляционных установок на стволах шахт «Белкина-2», №3, «Вентиляционная»;

  • необходимость отработки балансовых запасов в охранном целике шх. №3 и шх. «Вентиляционная» с 2012 года, и как следствие этого, демонтаж установленных на этих стволах главных вентиляционных установок до 2012 года;

  • предельная возможность подачи свежего воздуха на проветривание горных работ на залежах «Быструшинская», южный фланг Быструшинской залежи, II Юго-Западная, III Юго-Западная на нижние 14-18 горизонты только через шх. «Быструшинская» в объеме 150 м3/сек при скорости воздуха по стволу 7,5 м/сек;

  • перемещение основного фронта очистных работ на нижние (14-16-18) горизонты в трудно проветриваемые районы залежей «Победа», «Быструшинская», Южный фланг Быструшинской залежи при существующей схеме вентиляции и всасывающем способе проветривания;

  • техническое состояние вентиляторных установок, морально и физически изношенных, требующих безусловной замены.

В результате технико-экономической оценки вышеперечисленных

факторов наиболее приемлемым по капитальным затратам и обеспечению горных работ необходимым объемом воздуха для проветривания является вариант эксплуатации стволов шх. «Быструшинская», шх. «Белкина-1» как воздухоподающих с монтажом на них главных вентиляционных установок и стволов шх. «Белкина-2», шх. «Южная» как воздухоподающих также с монтажом главных вентиляционных установок.

По этому варианту для обеспечения подачи в горные выработки свежего воздуха в объеме 526,0 м3/сек, обеспечивающего проветривание плановых объемов горных работ – 376,0 м3/сек и подпор притечек с поверхности – 150 м3/сек необходимо до 2011 года:

  • на существующих воздухоподающих стволах шахт «Быструшинская», «Белкина-1» установить нагнетательные вентиляторные установки (типа ВЦД-31,5М2) с калорифкрными установками;

  • на шх. «Белкина-2» для выдачи большего количества воздуха, по сравнению с нынешним, смонтировать новую вентиляторную установку (типа ВЦД-31,5М2) взамен вентилятора ВУПД-2,8, как технически устаревшего (эксплуатируется более 35 лет). Это позволит довести объем выдачи отработанного воздуха до 160180 м3/сек и создать депрессию до 450500 мм водн.столба;

  • на шх. «Южная» выполнить строительство выдающей главной вентиляционной установки для выдачи отработанного воздуха в количестве 160200м3/сек;

  • в случае развития горных работ на нижних горизонтах Риддерской, Заводской залежей для отвода загрязненного воздуха использовать штольню «Риддерская» с установкой вентилятора ВОД-21, взамен шурфа «Северный»;

  • при отработке запасов охранного целика шахт №3 и «Вентиляционная» исключить указанные стволы из схемы проветривания;

  • шх. «Андреевская», по которой осуществляется подача свежего воздуха на верхние горизонты . В настоящее время устанавливается вентилятор главного проветривания ВОД-30М.

  • шахты «Соколок», «Скиповая-1», «Скиповая-2» особого значения для схемы проветривания не имеют в связи с их нейтральным расположением. Необходимость использования шх. «Соколок» в подаче больших объемов свежего воздуха (до 180190 м3/сек) может возникнуть при доразведке северного фланга Быструшинской залежи на 1418 горизонтах, хотя возможно проветривание этого района со стороны шх. «Быструшинская». Но это потребует строительства главной вентиляционной установки на шх. «Соколок», взамен шх. Быструшинская».Схема вентиляции рудника Риддер-Сокольного месторождения приведена на рис.1.

Сводный расчет распределения воздуха по руднику Риддер-Сокольного месторождения на расчетный 2010 год приведен в таблице 1:


Таблица 1 – Сводный расчет распределения воздуха по руднику на 2010 год


Вид работы

Количество

забоев

шт

Количество

воздуха

м3/сек

Очистная добыча, скреперование

20,0

46,0

Бурение взрывных скважин

17,

35,7

Итого на очистных

с учетом К=1,5 (утечки на блоках)

37,0

81,7

123,0

Горизонтальные забои (ГПР+НР)

10,3

21,0

Вертикальные забои (ГПР+НР)

15,0

30,0

Забои по ГКР

1,4

5,5

Забои по промразведке

0,7

2,2

Забои по эксплоразведке

2,3

5,5

Поддерживаемые выработки


69,3

Камера спец.назначения


29,7

Всего

с учетом К=1,2 (много гориз.)

с учетом К=1,087 (утечка устья)


286,2

343,4

373,3

Притечки с поверхности


150,0

Объем подачи воздуха при нагнетательно-всасывающем способе проветривания


523,3

Удельный расход воздуха на 100т.т добычи


373,3 = 21,3

1750,0

Удельный расход воздуха на 100т.т добычи с учетом притечек


523,3 = 29,9

1750,0


Суммарная депрессия по ветвям приведена в таблице 2:


Таблица 2 – Сводная таблица суммарной депрессии по ветвям

схемы

Наименование участка,

ветви

Объем воздуха

м3/сек

Суммарная

депрессия

Па

подача

выдача

при К=1,0

с учетом К=1,2

1

шх. Быструшинская – 16 гор. – ЮФБЗ – 13 гор. – вент.восст. 15/28 13 гор. – 11 гор. – вент.восст. 0/18 – 10 гор. – шх. Белкина-2

146

161

7670

9200

шх. Быструшинская – 16 гор. – ЮФБЗ – вент.восст. 15/28 (вент.восст. 12/23) 13 гор. – 11 гор. – вент.восст. 0/18 – 10 гор. – шх. Белкина-2

146

161

7680

9210

2

шх. Быструшинская – 16 гор. – шх. Слепая-Быструшинская – 18 гор. – Быструшинская залежь – вент.восст. 16/23 16 гор. – сб.вент.канал 16 гор. – накл.съезд 16 гор. – вент.восст. 1/12 – 14 гор. – вент.восст. 9/24 – 13 гор. (Победа) – шх. Белкина-2

146

161

7570

9100

3

шх. Белкина-1 – 13 гор. – вент.восст. 8/5 (4/5) 13 гор. (14 гор.) – 15 гор. – II ЮЗЗ – штр.12 – 14 гор. Орт 02 на юг 14 гор. – вент.восст. 15/2 (III ЮЗЗ) – 13 гор. – вен.восст. 3с/28 (Победа) – 12 гор. – шх. Южная

204

165

7930

9515

шх. Белкина-1 – тот же маршрут, но через штр. 0 гор. 14 через сборный вент.выработки сечением 5,6 м2 – 14 гор. – шх. Южная

204

165

9020

10820

тот же маршрут, но сечение сборных вент.каналов по 14 гор. увеличено до 7,0м2

204

165

7824

9390

4

шх. Новая – 15 гор. – зал. Победа – 14 гор. – шх. Южная

106

165

1760

2120

5

шх. Соколок – 16 гор. – ЮБФЗ – 13 гор. – вент.восст. 15/28 (12/23) 13 гор. – 11 гор. – вент.восст. 0/18 – 10 гор. – шх. Белкина-2

186

161

8020

9630

шх. Соколок – 16 гор. – тот же маршрут, но с перераспределением воздуха на 17 и 18 гор. – шх. Белкина-2

186

161

7350

8820

шх. Соколок – 16 гор. – III ЮЗЗ – вент.восст. 3с/28 13 гор. – 12 гор. – шх. Южная

186

165

4885

5860

шх. Соколок – 16 гор. – СФБЗ – сборный вент.орт 13 СФБЗ – накл.съезд 16 гор. – вент.восст. 1/12 16 гор. – 14 гор. – вент.ход.восст. 9/24 – 13 гор. – шх. Белкина-2

186

161

7150

8580

схемы

Наименование участка,

ветви

Объем воздуха

м3/сек

Суммарная

депрессия

Па

подача

выдача

при К=1,0

с учетом К=1,2

шх. Соколок – 16 гор. СФБЗ – сборный вент.орт. 13 СФБЗ – вент.восст. 10/13а 16 гор. – 14 гор. – орт 5 14 гор. – орт 02 на юг по 14 гор. – квершлаг шх. Южная 14 гор. – шх. Южная

186

165

6640

7970

Шх. Белкина-1 – 16 гор. – СФБЗ – вент.восст. 10/13а 16 гор. – 14 гор. – накл.съезд – шх. Южная

204

165

7400

8880

6

Шх. Быструшинская – 15 гор. – шх. Слепая-Быструшинская 16 гор. – 16 гор. – орт 20 – СФБЗ – сборный вент.орт 13 СФБЗ 16 гор. – шх. Южная (по квершлагу 14 гор.)

146

165

6014

7220


Примечание: для обеспечения лучшего проветривания горных работ на 17, 18 горизонты Быструшинской залежи и II Юго-Западной залежи в связи с дальнейшим понижением горных работ и смещением больших объемов добычи на нижние горизонты этих залежей необходимо пройти сбойку орта 13 до вент.восст. 16/18 по 17 горизонту длиной 80м х 8,0 = 640м3.


3.2 Расчет количества действующих очистных и проходческих забоев (по плану на 2010 год)


Производим расчет количества действующих и проходческих забоев:

Система подэтажных штреков (камерная система) с обрушением.

Годовые показатели: Добыча по системе, т.т. – 1160

в т.ч. попутная, т.т. – 148

очистная, т.т. – 1012

Горно-подготовительные, п.м. – 3008

S=4,625м2 м3 – 13912


в т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 2415/11173

вертикальные п.м./м3 – 593/2742

Нарезные работы, п.м. – 8113


S=4,625м2 м3 – 37525


в .т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 4497/20800

вертикальные п.м./м3 – 3616/16725


Расчетное количество выемочных единиц:


N = Q/N = 7 (1)


где Q = 1160 т.т. – годовая добыча руды по руднику данной системой;

N = 165 т.т – расчетная годовая производительность выемочной единицей по системе.

N = 1160/165 = 7


Расчетное количество скреперных выработок для обеспечения

сменной производительности рудника по очистной добыче:


N=1012000/(80,2*3*305)=11,9 (2)


где 862 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

80,2 т/м3 – сменная производительность скреперной лебедки 55ЛС-2С при скреперовании на 50м при данной системе;

3 см – количество рабочих смен в сутки;

305 дн – количество рабочих дней в году.


Расчетное количество буровых забоев на очистных работах (бурение скважин):


N=1012000/(8,0*11,9*3*305)=10 (3)


где 862 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

8,0 т/п.м. – выход руды с 1 п.м. скважин;

11,9 п.м./см – норма выработки на бурение скважин станком ЛПС-3М;

3 см – количество рабочих смен в сутки;

305 дн – количество рабочих дней в году.

Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:


N=(11173+20800)/(4,625*105*12)=5,5 (4)


где (11173+20800) м3 – годовые объемы горизонтальных выработок от (ГПР+НР);

4,625 м2 – среднее сечение горизонтальных выработок;

105 м/мес – нормативная скорость проходки;

12 мес – количество месяцев в году.

Расчетное количество забоев при проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:


N=(2742+16725)/(4,2*45*12)=8,6 (5)


где (2742+16725) м3 – годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);

4,2 м3 – среднее сечение вертикальных выработок;

45 м/мес – нормативная скорость проходки;

12 мес – количество месяцев в году.

Система отработки – камеры с закладкой.

Годовые показатели: Добыча по системе, т.т. – 647,5

в т.ч. попутная, т.т. – 63,3

очистная, т.т. – 584,2

Горно-подготовительные, п.м. – 3905


S=4,625м2 м3 – 18060


в т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 2803/12964

вертикальные п.м./м3 – 1102/5096

Нарезные работы, п.м. – 3177


S=4,625м2 м3 – 14695


в .т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 1804/8343

вертикальные п.м./м3 – 1373/6352

Расчетное количество выемочных единиц:


N= 647,5/71,8=9 (1)


где 647,5 т.т. – годовая добыча по руднику данной системой;

71,8 т.т. – расчетная годовая производительность выемочной единицы по системе.

Расчетное количество скреперных выработок для обеспечения сменной производительности рудника по очистной добыче:


N=584200/(100*3*305)=6,5 (2)


где 584,2 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

100 т/м3 – сменная производительность скреперной лебедки 55ЛС-2С при скреперовании на 50м при данной системе;

3 см – количество рабочих смен в сутки;

305 дн – количество рабочих дней в году.

Расчетное количество буровых забоев на очистных работах (бурение скважин):


N=584200/(10,0*12,0*3*305)=5,4 (3)


где 584,2 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

10,0 т/п.м. – выход руды с 1 п.м. скважин;

12,0 п.м./см – норма выработки на бурение скважин станком ЛПС-3М;

3 см – количество рабочих смен в сутки;

305 дн – количество рабочих дней в году.

Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:


N=(12964+8343)/(4,625*105*12)=3,6 (4)


где (12964+8343) м3 – годовые объемы горизонтальных выработок от(ГПР+НР);

4,625 м2 – среднее сечение горизонтальных выработок;

105 м/мес – нормативная скорость проходки;

12 мес – количество месяцев в году.

Расчетное количество забоев при проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:


N=(5096+6352)/(4,2*45*12)=5,1 (5)


где (5096+6352) м3 – годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);

4,2 м3 – среднее сечение вертикальных выработок;

45 м/мес – нормативная скорость проходки;

12 мес – количество месяцев в году.

Система этажного обрушения.

Годовые показатели: Добыча по системе, т.т. –192,5

в т.ч. попутная, т.т. – 18,9

очистная, т.т. – 173,6

Горно-подготовительные, п.м. – 1087


S=4,625м2 м3 – 5028


в т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 865/4000

вертикальные п.м./м3 – 222/1028

Нарезные работы, п.м. – 1033


S=4,625м2 м3 – 4780


в .т.ч. горизонтальн. п.м./м3 – 607/2809

вертикальные п.м./м3 – 426/1971

Расчетное количество выемочных единиц:


N= 192,5/320,8=1 (1)


где 192,5 т.т. – годовая добыча по руднику данной системой;

320,8 т.т. – расчетная годовая производительность выемочной единицы по системе.

Расчетное количество скреперных выработок для обеспечения сменной производительности рудника по очистной добыче:


N=173600/(123,4*3*305)=1,6 (2)


где 173,2 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

123,4 т/м3 – сменная производительность скреперной лебедки 55ЛС-2С при скреперовании на 50м при данной системе;

3 см – количество рабочих смен в сутки;

305 дн – количество рабочих дней в году.

Расчетное количество буровых забоев на очистных работах (бурение скважин):


N=173600/(10,0*11,9*3*305)=1,6 (3)


где 173,2 т.т. – годовая добыча руды по руднику из очистных работ по системе;

10,0 т/п.м. – выход руды с 1 п.м. скважин;

11,9 п.м./см – норма выработки на бурение скважин станком ЛПС-3М;

3 см – количество рабочих смен в сутки;

305 дн – количество рабочих дней в году.

Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГПР и НР:


N=(4000+2809)/(4,625*105*12)=1,2 (4)


где (4000+2809) м3 – годовые объемы горизонтальных выработок от (ГПР+НР);

4,625 м2 – среднее сечение горизонтальных выработок;

105 м/мес – нормативная скорость проходки;

12 мес – количество месяцев в году.

Расчетное количество забоев при проходке вертикальных выработок от ГПР и НР:


N=(1028+1971)/(4,2*45*12)=1,3 (5)


где (1028+1971) м3 – годовые объемы вертикальных выработок от (ГПР+НР);

4,2 м3 – среднее сечение вертикальных выработок;

45 м/мес – нормативная скорость проходки;

12 мес – количество месяцев в году.

Расчетное количество забоев при проходке горизонтальных выработок от ГКР, промразведки и эксплоразведки:


N = V/(SвVnn) (6)

NГКР=10120/(8,43*70*12)=1,4

Nпр.раз-ки=5000/(8,33*70*12)=0,7

Nэкс.раз-ки=11900/(4,15*105*12)=2,3


где V = 10120 м3, 5000 м3, 11900 м3 – годовые объемы ГКР, промразведки и эксплоразведки соответственно;


Sв = 8,43 м2; 8,33 м2; 4,15 м2 – сечение выработок;


Vn = 70м/мес, 105 м/мес – нормативная скорость ГКР, промразведки и эксплоразведки;

n = 12 – количество месяцев в году.


3.3 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ


Количество воздуха, необходимое для проветривания горных работ рудника.

Расчет производится по следующим факторам:

  • по наибольшему числу людей, одновременно находящихся в шахте,

  • по газам, образующимся при взрывных работах,

  • по минимально допустимым скоростям движения воздуха.

Формулы, применяемые для расчета количества воздуха:

По наибольшему числу людей:


Q=N*g3/сек) (7)


где N – наибольшее число людей;

g – норма свежего воздуха на одного человека.

По газам, образующимся при взрывных работах (очистные работы, системы слоевого обрушения и забой-лава):


Q=(3,4/t)*AbV3/сек) (8)


где А – количество одновременно взрываемого ВВ (кг);

b – газовость применяемого ВВ (л/кг);

V – проветриваемый объем очистного забоя (м3);

t – время проветривания (сек).

По газам, образующимся при взрывных работах (очистные работы):


Q=(2,32/Kтt)*AbVk3/сек) (9)


где Кт – коэффициент турбулентных диффузий;

Vk – проветриваемый объем очистного забоя (м3).

По газам, образующимся при взрывных работах (проходка горизонтальных выработок):


Q=(2,25/t)*AКобвDS2L2ут3/сек) (10)


где S – площадь поперечного сечения выработки (м2);

L – длина тупиковой части выработки (м);

Кобв – коэффициент, учитывающий обводненность выработки;

Кут – коэффициент, учитывающий потери воздуха в трубопроводе.

По газам, образующимся при взрывных работах (проходка восстающих):


Q=(0,3К1К2/t)*AНbSутС (м3/сек) (11)


где К1 – коэффициент, учитывающий высоту восстающего;

К2 – коэффициент, учитывающий способ проветривания;

Н – высота восстающего (м);

С – допустимая концентрация ядовитых газов (%);

По минимально допустимым скоростям движения воздуха:


Q=vS3/сек) (12)


где v – минимально допустимая скорость движения воздуха.

Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания горных работ по плану на 2010 год приведен в таблице 3:


4. Внутришахтный транспорт


Риддер-Сокольное месторождение вскрыто 12 вертикальными стволами на глубину 460,8 м (до уровня 18 горизонта), по горизонтали – откаточными квершлагами, ортами (штреками) на основных и промежуточных горизонтах, а так же серией вертикальных и горизонтальных вентиляционных выработок, обеспечивающих проветривание всех эксплуатируемых залежей. Всего отработка ведется на 11 залежах и 11 эксплуатационных горизонтах. Транспортировка руды и породы осуществляется по 3 концентрационным горизонтам (11, 13,16) электровозами К-10, К-14 в вагонах ВГ-4,5 и ВГ-2,2. по промежуточным горизонтам транспортировка руды и породы осуществляется в вагонах УВБ-2,5 и ВГ-2,2.

В соответствии с годовым планом по добычи руды вывозка руды составляет 1800000т/г.

Расстояние от пунктов разгрузки до пунктов погрузки при движении в порожняковом направлении:


L1п = Lk+Lп (13)

L2п = Lk+Lш-Lsn+Lв1+Ls (14)

L3п = Lk+Lш+Lв1-Lsn+Lв2+Ls (15)

L4п = Lk+Lш+Lв1-Lsn+Lв2+Lв3+Ls (16)


где Lk=1000м – длина квершлага;

Ln=600м – расстояние от квершлага до погрузочного пункта №1;

Lш=750м – длина штрека;

Lsn=55м – расстояние между полевыми ортами;

Lв1 – длина первого блока;

Lв2=Lв3 – длина второго и третьего блоков;

Ls= 10м – расстояние от полевого орта до рудничной залежи.


L1п = 1000+600 = 1600м

L2п = 1000+750-55+70+10 = 1775м

L3п = 1000+750-55+70+75+10 = 1850м

L4п = 1000+750-55+70+75+75+10 = 1925м


Расстояние от пунктов погрузки до пунктов разгрузки при движении в груженом направлении:


L = Lk+Lп (17)

L = m+Ls+Lв1+Lш+Lk (18)

L = m+Ls+Lв1+Lв2+Lш+Lk (19)

L = m+Ls+Lв1+Lв2+Lв3+Lш+Lk (20)


где m=35м – мощность рудного тела.


L = 1000+600 = 1600м

L = 35+10+70+750+1000 = 1865м

L = 35+10+70+75+750+1000 = 1940м

L = 35+10+70+75+75+750+1000 = 2015м


Расстояние транспортирования при движении в порожняковом направлении:


n n

Lп = AiLin/Ai (21)

i=1 i=1

Lп = (1152*16000+1152*1775+1152*1850+1152*1925)/(4*1152) = 1787,5м


Расстояние транспортирования при движении в грузовом направлении:


n n

Lг = AiLiА/Ai (22)

i=1 i=1

Lг = (1152*16000+1152*1865+1152*1940+1152*2015)/(4*1152) = 1855м


Средневзвешенная длина откатки:


L = (Lп+Lг)/2 (23)

L = (1787,5+1855)/2 = 1821м


Исходя из производительности рудника и средневзвешенной длины откатки принимаем вагон ВГ-4,5 с глухим не опрокидным кузовом и контактный электровоз К-14М.

ВГ-4,5:

Вместительность – 4,5 м3

Колея – 755 м

Длина по буферам – 4100 м

Ширина – 1350 м

Высота – 1550 м

Масса тары – 4,2 т

К-14М:

Сцепная масса – 14 т

Напряжение – 275 В

Количество двигателей – 2

Мощность двигателей – 46 кВт

Число секций – 1

    1. Расчет электровозного транспорта


Фактическая грузоподъемность принятого вагона:


G = VYKн (24)


где Y – насыпная плотность руды.


G = 4,5*2,8*0,95 = 12т


Фактическое сопротивление движению груженого и порожнякового состава:


Wг = 10,5G-1/3 (25)

Wп = 10,2G0-1/3 (26)


где G0 – масса тары вагона.


Wг = 10,5*12-1/3 = 4,6н/кН

Wп = 10,2*4,2-1/3 = 6,3н/кН


Масса груженого поезда:


Qг = Pcцnc((1000g/(1000(1+jn)j0+(1,5Wг+i)g)-1) (27)


где nc=1 – число секций электровоза;

=0,15 – коэффициент сцепления без подсыпки песка;

jn=0,075 – коэффициент инерции вращающихся масс поезда;

j0 = 0,04м/с2 – ускорение при начале движения поезда;

i = 3% – уклон пути.


Qг = 14*1((1000*9,8*0,15/(1000(1+0,075)*0,04+(1,5*4,6+3)9,8)-1) = 109,2т


Количество вагонов в составе:


n = Qг/(G+G0) (28)

n = 109,2/(12+4,2) = 7 вагонов


Уточненная масса груженого состава:


Qг = n(G0+G) (29)

Qг = 7(4,2+12) = 113т


Уточненная масса порожнего состава:


Qп = nG0 (30)

Qп = 7*4,2 = 29,4т


Полезная масса поезда:


Q = nG (31)

Q = 7*12 = 84т


Сила тяги на один двигатель в период установившегося движения груженого и порожнего составов:


Fг = (g/ngnc)(Pcnc+Qг)(Wг-i) (32)

Fп = (g/ngnc)(Pcnc+Qп)(Wп-i) (33)

Fг = (9,8/2*1)(14*1+113)(4,6-3) = 998,8Н

Fп = (9,8/2*1)(14*1+29,4)(6,3-3) = 1977,7Н


Скорость груженого поезда:


Vг = 177N/(Fг+0,807Vr) (34)


где N – мощность двигателя (кВт),

Vr – скорость движения электровоза при часовом режиме (м/с).


Vг = 177*46/(998+0,807*3,23) = 9,2м/с


Скорость порожнего поезда:


Vп = 177N/(Fп+0,807Vr) (35)

Vп = 177*46/(1977,7+0,807*3,23) = 6,7м/с


Тормозная сила электровоза при механических тормозах:


Вт = 1000gPсц (36)

Вт = 1000*9,8*14*0,15 = 24696Н


Удельная тормозная сила груженого и порожнего поездов:


Втг = Вт/(Рсц+Qг) (37)

Втп = Вт/(Рсц+Qп) (38)

Втг = 24696/(14+113) = 193,8Н/т

Втп = 24696/(14+29,4) = 569Н/т


Тормозное замедление груженого и порожнего поездов;


jтг = (Втг+g(Wг-i)/(1000(1+jn)) (39)

jтп = (Втп+g(Wп-i)/(1000(1+jn)) (40)

jтг = (193,8+9,8(4,6-3))/(1000(1+0,075) = 0,19м/с2

jтп = (569+9,8(6,3-3))/(1000(1+0,075) = 0,6м/с2


Допустимая по торможению скорость груженого и порожнего поездов:


Vтг = jтг(t02+(2Lт/jтг)-t0) (41)

Vтп = jтп(t02+(2Lт/jтп)-t0) (42)


где t0 = 3 – предтормозное время,

Lт = 40м – тормозной путь по ЕПБ.


Vтг = 0,19(32+(2*40/0,12)-3) = 2,8 м/с

Vтг = 0,6(32+(2*40/0,38)-3) = 4,5 м/с


Из полученных значений скорости по силе тяги и торможению принимается наименьшее:


V`г = Vтг = 2,8 м/с

V`п = Vтп = 4,5 м/с


Продолжительность рейса при L>1000м.

Средняя ходовая скорость груженого и порожнего поездов:


Vхг = 0,75V`г (43)

Vхп = 0,75V`п (44)

Vхг = 0,75*2,8 = 2,1 м/с

Vхп = 0,75*4,5 = 3,4 м/с


Продолжительность движения груженого и порожнего поездов:


Тг = L/60Vхг (45)

Тп = L/60Vхп (46)

Тг = 1821/60*2,1 = 14,5 мин

Тп = 1821/60*3,4 = 8,9 мин


Продолжительность движения в течении рейса:


Тдв = Тгп (47)

Тдв = 14,5+8,9 = 23,4 мин


Время погрузки состава:


tп = t`пn (48)


где t`п – время погрузки одного вагона, t`п = 2мин (ВГ-4,5).

t`п = 2*7 = 14 мин

Время разгрузки состава:


tр = t`рn/Z (49)


где t`р – время разгрузки,

Z – число одновременно разгружаемых вагонов.

Для разгрузки принимается опрокидыватель.


tр = 0,83*7/2 = 2,9 мин


Полная продолжительность рейса:


Тр = Тдв+tп+tр+ (50)


где  = 13мин – продолжительность маневра за 1 рейс.


Тр = 2,34+14+2,9+13 = 55,3 мин


Проверка двигателей на нагревание при движении груженого и порожнего поездов:


Аэ = (JpQL)/K (51)

Аэ = (6*84*1,821)/1,25 = 734,2 т км/смену


Расчетная сменная производительность электровоза:


А`э = (1,2*1640*1,821)/6 = 597,3 т км/смену


Расчетный коэффициент использования электровоза за смену:


Кисп = 32/6*6 = 0,9


Инвентарное количество вагонов для перевозки руды и породы:


Nв = Квn(Nэд) (52)

Nв = 1,25*7(6+0,0) = 53


Разгрузка вагонов в вагоноопрокидывателях. На руднике преимущественно применяются круговые (роторные) вагоноопрокидыватели.

Каждый круговой вагоноопрокидыватель состоит из металлической клети механизма вращения, механизма для зацепления вагона и устройства для перекатывания вагона по платформе.

Привод механизма вращения в вагоноопрокидывателях фрикционный.

Разгрузка вагонов в вагоноопрокидывателе осуществляется с помощью пульта управления, находящегося в камере и дистанционного управления с подвижного состава.

Длина участка с дистанционным управлением рассчитана на двойную длину состава (груженого и порожнего).

Разгрузка вагонов осуществляется в строгом соответствии с «Инструкцией для машинистов электровоза по безопасным методам работы на вагоноопрокидывателях с дистанционным управлением» №58/02.

Разгрузка вагонов с обводненной горной массой производится по специальной организации работ, составленной и утвержденной в установленном порядке.

На 13 16 горизонтах установлены вагоноопрокидыватели типа ОК-1-4 для вагонов емкостью 4,5 м3, на 11 горизонте – ОК-2,2 для вагонов емкостью 2,2 м3.

На промежуточных горизонтах разгрузка вагонов УВБ-2,5 с боковым откидным бортом осуществляется разгрузочными устройствами с боковым захватом колес и цилиндротолкателем. На разгрузочных устройствах так же применяется и дистанционное управление с подвижного состава.


5. Шахтные подъемные установки


5.1 Процесс подъема руды и породы


Подъем руды и породы, а так же разгрузку ее в бункер «сырой руды» на Риддер-Сокольном руднике обеспечивает участок внутришахтного вертикального транспорта (№10) по стволам шахт «Новая» и «Скиповая». Процесс выдачи руды на поверхность в бункер «сырой руды» включает в себя следующие этапы:

  • погрузка руды (породы) в скипы,

  • подъем руды (породы) на поверхность,

  • загрузка скипов в приемный бункер «сырой руды»

Погрузку руды (породы) в скипы выполняют дозаторщики скиповых подъемов в соответствии с рабочей инструкцией и инструкцией РГОК «По охране туда для машинистов подъемных установок».

Подъем руды (породы) на поверхность выполняет дежурный машинист подъемной установки шх. «Скиповая» (шх. «Новая») в соответствии с рабочей инструкцией и инструкцией РГОК «По охране труда для машинистов подъемных установок».

Разгрузку скипов в приемный бункер «сырой руды» выполняет дежурный машинист подъемной установки совместно с дозаторщиком в соответствии с рабочими инструкциями.

Шахтные подъемные установки являются одним из важнейших звеньев всего технологического комплекса при подземной разработке месторождений полезных ископаемых. Подъемные установки предназначены для транспортирования по шахтному стволу руды и породы, материалов, оборудования, а также для спуска и подъема людей, осмотра и ремонта шахтного ствола.

Основными требованиями, предъявляемыми к подъемным установкам, являются обеспечение требуемой производительности, безопасность и экономичность работы.

В комплекс подъемной установки входят следующие элементы:

  • подъемная машина, состоящая из органов навивки подъемных канатов (барабанов), редуктора, приводного электродвигателя, аппаратуры управления и защиты;

  • надшахтный копер, на котором установлены копровые шкивы и устройства разгрузки подъемных сосудов;

  • подъемные канаты, на которых подвешены подъемные сосуды;

  • подъемные сосуды – клети или скипы, в которых транспортируются грузы;

  • загрузочные и разгрузочные устройства.

Перед пуском в работу подъемная машина должна быть проверена. Проверке подлежат:

  • состояние загрузочных устройств;

  • состояние шахтного ствола, его армировки, крепи, проводников;

  • состояние скипов;

  • состояние разгрузочных устройств;

  • состояние основных узлов подъемной машины, цепей управления и сигнализации.

Перечень работ и периодичность проведения проверок регламентируются «Правилами промышленной безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом» и графиками проведения планово-предупредительных ремонтов (ППР).

Согласно графика ППР проводятся следующие работы:

  • ежесменно – проверка подъемной машины машинистом подъемной установки в объеме, указанном рабочей инструкцией;

  • ежесуточно – проверка состояния ствола, надшахтного копра, копровых шкивов, подъемных канатов, скипов, загрузочных и разгрузочных устройств;

  • еженедельно – смазка канатов;

  • 1 раз в 15 дней – проверка состояния подъемной установки комиссией в составе главного механика рудника и механика участка;

  • ежемесячно – проверка подъемной установки комиссией в составе главного инженера рудника, главного механика, главного энергетика и механика участка;

  • 2 раза в год – ревизия и наладка подъемной установки специализированной ремонтно-наладочной бригадой

По общей схеме комплекса, руда (порода) из опрокидывателя попадает в капитальный рудоспуск, из которого по двум загрузочным рукавам (для каждого скипа) поступает в мерные ящики, откуда непосредственно загружается в скипы. Загруженный скип поднимается на поверхность подъемной машиной. При подходе скипа к разгрузочным кривым отклоняющий ролик входит в них и происходит опрокидывание кузова скипа (открывание секторного затвора скипа). Руда (порода) по погрузочному рукаву поступает в бункер. По окончании загрузки и отправлении второго скипа первый скип начинает опускаться и отклоняющий ролик, двигаясь по разгрузочным кривым, возвращает кузов скипа (секторный затвор скипа) в исходное положение. Загрузка одного из скипов в шахте и разгрузка другого на поверхности происходят одновременно.

Контроль процесса выдачи руды на поверхность ведется при помощи автоматического устройства. Особенностью работы этого устройства является нечувствительность к подъему пустого скипа. Благодаря наличию «обнуления» счетчиков есть возможность контроля выдачи руды за различные промежутки времени (час, смена, сутки) и сравнение с плановыми показателями.


5.2 Технические характеристики подъемных установок


Подъемная установка шх. «Скиповая» Ц-2х5х2,3 эксплуатируется с 1951 года. Максимальная скорость подъема – 8,2 м/сек. Оснащена двумя скипами V=7,5 м3, максимальный полезный вес в скипе 13,3 т. Высота подъема – 502 м.

Подъемная установка шх. «Новая» (грузовая) ЦР-4х3,2/06 эксплуатируется с 1979 года, максимальная скорость подъема – 6,4 м/сек. Оснащена двумя скипами V=4,8 м3, максимальный полезный вес в скипе 8,5 т. Высота подъема – 473 м.

Подъемная установка шх. «Новая» (клетьевая) ЦР-5х3/06 эксплуатируется с 1987 года, максимальная скорость подъема – 7,4 м/сек. Оснащена противовесом и клетью 22Н13-31, максимальный вес расчетного груза в вагоне ВГ-2,2 – 3,6 т. Высота подъема – 500 м.

Подъемная установка шх. «Андреевская» ПМ-24 эксплуатируется с 1942 года, максимальная скорость подъема – 3,14 м/сек. Оснащена противовесом и клетью ТК-5, максимальный полезный вес в клети 1600 т. Высота подъема – 180 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

Подъемная установка шх. «Белкина-2» 2БМ-3000/1520 эксплуатируется с 1962 года, максимальная скорость подъема – 4,46 м/сек. Оснащена скипом V=2,5 м3 с максимальным полезным весом в скипе 3200 кг и клетью ТК-5 с максимальным полезным весом в клети 1300 кг. Высота подъема – 401 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

Подъемная установка шх. «Быструшинская» ШПМ2х4х1,7 эксплуатируется с 1954 года, максимальная скорость подъема – 6,3 м/сек. Оснащена противовесом и клетью ТК-5, максимальный полезный вес в клети 2720 кг. Высота подъема – 384 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.

Подъемная установка шх. «Быструшинская-Слепая» 2х3х1,5 эксплуатируется с 1977 года, максимальная скорость подъема – 5,8 м/сек. Оснащена противовесом и клетью 21НВ-31, максимальный полезный вес в клети 3660 кг. Высота подъема – 150 м. Осуществляет спуск-подъем людей и материалов.


Случайные файлы

Файл
referat.doc
musik.doc
240-0722.DOC
114313.rtf
121168.rtf