ГОСТ Р 71182-2023 Объекты добычи урановых руд подземным способом разработки. Нормы проектирования

ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО

ПО ТЕХНИЧЕСКОМУ РЕГУЛИРОВАНИЮ И МЕТРОЛОГИИ

НАЦИОНАЛЬНЫЙ СТАНДАРТ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

ГОСТ Р

71182—

2023

ОБЪЕКТЫ ДОБЫЧИ УРАНОВЫХ РУД ПОДЗЕМНЫМ СПОСОБОМ РАЗРАБОТКИ

Нормы проектирования

Издание официальное

Москва Российский институт стандартизации 2024

ГОСТ Р 71182—2023

Предисловие

1 РАЗРАБОТАН Акционерным обществом «Ведущий проектно-изыскательский и научно-исследовательский институт промышленной технологии» (АО «ВНИПИпромтехнологии»)

2 ВНЕСЕН Техническим комитетом по стандартизации ТК 322 «Атомная техника»

3 УТВЕРЖДЕН И ВВЕДЕН В ДЕЙСТВИЕ Приказом Федерального агентства по техническому регулированию и метрологии от 28 декабря 2023 г. № 1717-ст

4 ВВЕДЕН ВПЕРВЫЕ

Правила применения настоящего стандарта установлены в статье 26 Федерального закона от 29 июня 2015 г. № 162-ФЗ «О стандартизации в Российской Федерации». Информация об изменениях к настоящему стандарту публикуется в ежегодном (по состоянию на 1 января текущего года) информационном указателе «Национальные стандарты», а официальный текст изменений и поправок — в ежемесячном информационном указателе «Национальные стандарты». В случае пересмотра (замены) или отмены настоящего стандарта соответствующее уведомление будет опубликовано в ближайшем выпуске ежемесячного информационного указателя «Национальные стандарты». Соответствующая информация, уведомление и тексты размещаются также в информационной системе общего пользования — на официальном сайте Федерального агентства по техническому регулированию и метрологии в сети Интернет (www.rst.gov.ru)

©Оформление. ФГБУ «Институт стандартизации», 2024

Настоящий стандарт не может быть полностью или частично воспроизведен, тиражирован и распространен в качестве официального издания без разрешения Федерального агентства по техническому регулированию и метрологии

II

ГОСТ Р 71182—2023

Содержание

1 Область применения..................................................................1

2 Нормативные ссылки..................................................................1

3 Термины и определения................................................................2

4 Сокращения и обозначения.............................................................3

5 Общие положения....................................................................4

6 Геологическое обоснование проектных решений...........................................5

7 Запасы полезного ископаемого..........................................................7

8 Классификация горных пород и рудных тел................................................8

9 Эксплуатационно-разведочные работы...................................................9

10 Геофизическое обслуживание геологоразведочных и очистных работ........................12

11 Маркшейдерское обслуживание горных уранодобывающих работ...........................12

12 Гидрогеологические и гидрологические условия..........................................12

13 Осушение месторождений............................................................13

14 Горная часть.......................................................................17

15 Проветривание рудников.............................................................49

16 Подземный рудничный транспорт.....................................................116

17 Горномеханическая часть...........................................................126

18 Надшахтные здания и сооружения....................................................139

19 Подземное электроснабжение установок горного комплекса...............................144

20 Автоматизация технологических процессов.............................................147

21 Ремонтное и складское хозяйства....................................................152

22 Управление горным производством...................................................153

23 Требования к радиационной безопасности при разработке месторождений..................154

Библиография.......................................................................156

III

ГОСТ Р 71182—2023

НАЦИОНАЛЬНЫЙ СТАНДАРТ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

ОБЪЕКТЫ ДОБЫЧИ УРАНОВЫХ РУД ПОДЗЕМНЫМ СПОСОБОМ РАЗРАБОТКИ

Нормы проектирования

Uranium production enterprises of underground mining. Design standards

Дата введения — 2024—04—01

1 Область применения

1.1 Настоящий стандарт устанавливает нормы проектирования объектов добычи урановых руд подземным способом разработки (далее — предприятий по добыче урановых руд).

1.2 Настоящий стандарт распространяется на проектирование вновь строящихся, расширяемых, реконструируемых предприятий по добыче урановых руд, разрабатывающих подземным способом месторождения цветных, редких и радиоактивных металлов, а также на проекты по поддержанию производственных мощностей и технических перевооружений.

2 Нормативные ссылки

В настоящем стандарте использованы нормативные ссылки на следующие документы:

ГОСТ 9.602 Единая система защиты от коррозии и старения. Сооружения подземные. Общие требования к защите от коррозии

ГОСТ 1435—99 Прутки, полосы и мотки из инструментальной нелегированной стали. Общие технические условия

ГОСТ 4401 Атмосфера стандартная. Параметры

ГОСТ 4543—2016 Металлопродукция из конструкционной легированной стали. Технические условия

ГОСТ 14959—2016 Металлопродукция из рессорно-пружинной нелегированной и легированной стали. Технические условия

ГОСТ 21153.1 Породы горные. Метод определения коэффициента крепости по Протодьяконову

ГОСТ 26633 Бетоны тяжелые и мелкозернистые. Технические условия

ГОСТ 31565 Кабельные изделия. Требования пожарной безопасности

ГОСТ Р 8.645 Государственная система обеспечения единства измерений. Метрологическое обеспечение работ по геологическому изучению, использованию и охране недр в Российской Федерации. Основные положения

ГОСТ Р 12.0.001 Система стандартов безопасности труда. Основные положения

ГОСТ Р 41.96—2011 (Правила ЕЭК ООН № 96) Единообразные предписания, касающиеся двигателей с воспламенением от сжатия, предназначенных для установки на сельскохозяйственных и лесных тракторах и внедорожной технике, в отношении выброса вредных веществ этими двигателями

ГОСТ Р 50544 Породы горные. Термины и определения

ГОСТ Р 54976 Оборудование горно-шахтное. Термины и определения

ГОСТ Р 55727 Оборудование горно-шахтное. Вагонетки грузовые шахтные. Общие технические требования и методы испытаний

ГОСТ Р 56164 Выбросы загрязняющих веществ в атмосферу. Метод расчета выбросов при сварочных работах на основе удельных показателей

Издание официальное

1

ГОСТ Р 71182—2023

ГОСТ Р 57718 Горное дело. Вентиляция рудничная. Термины и определения

ГОСТ Р 57719 Горное дело. Выработки горные. Термины и определения

ГОСТ Р 58088 Оборудование горно-шахтное. Парашюты шахтные для клетей. Общие технические условия

ГОСТ Р 70278 Охрана окружающей среды. Поверхностные воды. Оценка уровня соответствия состава и свойств воды заданному классу качества

СП 11-108 Изыскания источников водоснабжения на базе подземных вод

СП 12.13130 Определение категорий помещений, зданий и наружных установок по взрывопожарной и пожарной опасности

СП 20.13330 «СНиП 2.01.07-85* Нагрузки и воздействия»

СП 28.13330 «СНиП 2.03.11-85 Защита строительных конструкций от коррозии»

СП 31.13330 «СНиП 2.04.02-84* Водоснабжение. Наружные сети и сооружения»

СП 32.13330.2018 «СНиП 2.04.03-85 Канализация. Наружные сети и сооружения»

СП 33-101 Определение основных расчетных гидрологических характеристик

СП 43.13330 «СНиП 2.09.03-85 Сооружения промышленных предприятий»

СП 51.13330 «СНиП 23-03-2003 Защита от шума»

СП 56.13330 «СНиП 31-03-2001 Производственные здания»

СП 58.13330 «СНиП 33-01-2003 Гидротехнические сооружения. Основные положения»

СП 60.13330 «СНиП 41-01-2003 Отопление, вентиляция и кондиционирование воздуха»

СП 91.13330.2012 «СНиП II-94-80 Подземные горные выработки»

СП 93.13330 «СНиП 2.01.54-84 Защитные сооружения гражданской обороны в подземных горных выработках»

СП 103.13330 «СНиП 2.06.14-85 Защита горных выработок от подземных и поверхностных вод»

СП 131.13330 «СНиП 23-01-99* Строительная климатология»

СП 485.1311500 Системы противопожарной защиты. Установки пожаротушения автоматические. Нормы и правила проектирования

Примечание — При пользовании настоящим стандартом целесообразно проверить действие ссылочных стандартов (сводов правил) в информационной системе общего пользования — на официальном сайте Федерального агентства по техническому регулированию и метрологии в сети Интернет или по ежегодному информационному указателю «Национальные стандарты», который опубликован по состоянию на 1 января текущего года, и по выпускам ежемесячного информационного указателя «Национальные стандарты» за текущий год. Если заменен ссылочный документ, на который дана недатированная ссылка, то рекомендуется использовать действующую версию этого документа с учетом всех внесенных в данную версию изменений. Если заменен ссылочный документ, на который дана датированная ссылка, то рекомендуется использовать версию этого документа с указанным выше годом утверждения. Если после утверждения настоящего стандарта в ссылочный документ, на который дана датированная ссылка, внесено изменение, затрагивающее положение, на которое дана ссылка, то это положение рекомендуется применять без учета данного изменения. Если ссылочный документ отменен без замены, то положение, в котором дана ссылка на него, рекомендуется применять в части, не затрагивающей эту ссылку. Сведения о действии сводов правил целесообразно проверить в Федеральном информационном фонде стандартов.

3 Термины и определения

В настоящем стандарте применены термины по ГОСТ Р 50544, ГОСТ Р 54976, ГОСТ Р 57718, ГОСТ Р 57719, а также следующие термины с соответствующими определениями:

3.1

вмещающие породы: Породы, контактирующие с каротажным пластом или рудным телом.

[ГОСТ 22609—77, статья 168]_____________________________________________________________

3.2 выемочная единица: Участок месторождения полезного ископаемого с однородными горно-геологическими условиями, в пределах которого применены одна система разработки и технологическая схема выемки и с достаточной достоверностью подсчитаны балансовые запасы и возможен первичный учет извлечения полезных ископаемых.

Примечание — В соответствии с классификацией [1] к балансовым (экономическим) запасам относятся запасы, разработка которых на момент оценки согласно технико-экономическим расчетам экономически эффективна в условиях конкурентного рынка при использовании техники, технологии добычи и переработки минерального сырья, обеспечивающих соблюдение требований по рациональному использованию недр и охране окружающей среды.

2

ГОСТ Р 71182—2023

3.3 горнокапитальные работы: Комплекс горностроительных работ, обеспечивающих вскрытие и подготовку к разработке месторождения полезных ископаемых или его части.

Примечание — Горнокапитальные работы включают строительство стволов и примыкающих к ним камер, углубку стволов, строительство камер и выработок околоствольного двора и проведение основных капитальных выработок.

3.4 горноподготовительные работы: Комплекс горностроительных работ по своевременному воспроизводству фронта очистной разработки полезных ископаемых, по защите от динамических проявлений и доразведки подготавливаемых запасов.

3.5 клетевой подъем: Шахтная подъемная установка, предназначенная для перемещения в клетях полезного ископаемого, породы, людей, материалов, оборудования.

3.6 отбойка руды: Отделение горных пород от массива под действием ударных нагрузок от механического воздействия и (или) взрывных работ.

3.7 очистная выемка: Комплекс работ по извлечению полезного ископаемого из очистных забоев.

3.8 панель (блок): Часть шахтного поля, образующаяся в результате его деления (подготовки) главными откаточными и вентиляционными штреками.

3.9 потери: Часть балансовых запасов полезного ископаемого, вынужденно оставляемая в недрах по горнотехническим условиям при разработке месторождения или добытая и направленная в породные отвалы, оставленная в местах складирования, погрузки и транспортирования вместе с породой.

3.10 предприятие по добыче урановых руд: Совокупность основных промышленных производств и вспомогательных объектов (шахт, рудников), обеспечивающих законченный технологический цикл добычи урановых руд, а также руд цветных, редких и радиоактивных металлов.

3.11

разубоживание: Произошедшие в процессе добычи полезного ископаемого потеря его качества вследствие примешивания к нему горных пород или не соответствующего установленным кондициям полезного ископаемого и (или) потеря части его полезного компонента или полезной составляющей.

[ГОСТ Р 59071—2020, статья 57]__________________________________________________________

3.12 система разработки: Порядок и технология подземной очистной выемки руды определенной совокупностью конструктивных элементов выемочного участка.

4 Сокращения и обозначения

4.1 Сокращения

В настоящем стандарте использованы следующие сокращения:

АССБ — автоматическая светофорная сигнализация и блокировка;

АСУ ГП — автоматизированная система управления горным производством;

ВВ — взрывчатое вещество;

ВМ — взрывчатые материалы;

ВМП — вентиляторы местного проветривания;

ГВУ — главная вентиляционная установка;

ДВС — двигатель внутреннего сгорания;

ДПР — дочерние продукты радона;

КПД — коэффициент полезного действия;

ПДК — предельно допустимая концентрация;

РОФ — радиационно-опасные факторы;

СКУТ — служба контроля условий труда;

ЦПП — центральная подземная подстанция;

ЭРОА — эквивалентная равновесная объемная активность.

4.2 Обозначения

В настоящем стандарте использованы следующие обозначения:

А — расход ВВ, кг;

b — газовость ВВ, л/кг;

С — объемная концентрация газа, %;

3

ГОСТ Р 71182—2023

d — диаметр выработки, м;

с/_тр — диаметр трубопровода, м;

L. — длина выработки, м;

L₃₀ — длина зоны отброса газов, м;

L_Tp — длина трубопровода, м;

^-крит — критическая длина трубопровода, м;

S — площадь поперечного сечения выработки, м²;

t — время проветривания, мин;

Р — периметр поперечного сечения выработки, м;

р — коэффициент утечек воздуха;

R — аэродинамическое сопротивление, кр;

Л/_о — начальная запыленность воздуха, мг/м³;

Л/_вх — запыленность входящего воздуха, мг/м³;

а — коэффициент аэродинамического сопротивления;

Q_B — количество воздуха, подаваемого вентилятором, м³/сек.

5 Общие положения

5.1 Проектирование предприятий по добыче урановых руд с подземным способом разработки выполняют в соответствии с требованиями законов [2], [3], правил [4], [5].

5.2 Задачами проектирования следует считать:

- рациональное и комплексное использование природных ресурсов;

- охрану окружающей среды;

- сокращение материальных, трудовых и финансовых затрат;

- обеспечение максимальной механизации и автоматизации производственных процессов и максимального сокращения ручного труда;

- создание безопасных условий труда;

- разработку мероприятий, обеспечивающих оптимальный расход энергии;

- максимальное извлечение из недр урановых и других радиоактивных руд;

- обоснование выбора оптимального проектного решения в результате технико-экономического сравнения конкурирующих вариантов на основании результатов геологической разведки, натурного обследования и инженерно-геологического изучения мест размещения подземных объектов использования атомной энергии;

- обеспечение поддержания горных выработок в безопасном состоянии в течение строительноэксплуатационного цикла (включая вывод из эксплуатации);

- использование и внедрение современных технологий, таких как цифровизация, роботизация, искусственный интеллект, геолого-математическое моделирование.

5.3 Проектирование горного предприятия должно быть осуществлено с учетом совокупности ресурсов недр, а именно:

- месторождения полезных ископаемых;

- отвалов горных пород, формируемых на поверхности в результате проходки выработок;

- извлеченных и раздельно складируемых некондиционных полезных ископаемых, использование которых может оказаться экономически целесообразным в будущем;

- минеральных ресурсов, которые могут стать объектом повторной разработки месторождения, — кондиционных полезных ископаемых, потерянных в процессе эксплуатации месторождения (оставленных в целиках, смешанных с пустыми породами и т. д.), а также законсервированных в недрах забалансовых запасов.

Примечание — В соответствии с классификацией [1] к забалансовым (потенциально экономическим) относят запасы:

- разработка которых на момент оценки согласно технико-экономическим расчетам экономически неэффективна (убыточна) в условиях конкурентного рынка из-за низких технико-экономических показателей, но освоение которых становится экономически возможным при изменении цен на полезные ископаемые, при появлении рынков сбыта или новых технологий;

4

ГОСТ Р 71182—2023

- отвечающие требованиям, предъявляемым к балансовым запасам, но использование которых на момент оценки невозможно в связи с расположением в пределах водоохранных зон, населенных пунктов, сооружений, сельскохозяйственных объектов, заповедников, памятников природы, истории и культуры;

- отходов, образующихся на различных стадиях переработки минерального сырья, в т. ч. сточных вод перерабатывающих производств, содержащих ценные компоненты;

- приуроченных к месторождению источников пресных минеральных и термальных вод, а также газообразных веществ;

- глубинного тепла земных недр, которое может быть использовано для получения тепловой энергии;

- образуемых при разработке месторождения техногенных полостей в земной коре, которые могут быть использованы для складирования пустых пород и других целей.

5.4 В соответствии с концепцией комплексного освоения месторождений технологическая схема подземного рудника должна обеспечивать:

- рациональную интенсивность разработки месторождения;

- оптимальную полноту извлечения запасов;

- минимизацию всех видов затрат, связанных с созданием и функционированием рудника;

- формирование качественных характеристик добываемого сырья, предопределяющих его наиболее эффективное использование;

- максимальную возможную сохранность окружающей природной среды.

5.5 Основными источниками загрязнения окружающего воздуха при работе предприятий по добыче урановых руд с подземным способом разработки являются:

- выбросы рудничного воздуха через шахтные стволы;

- технологический автомобильный транспорт;

- сдувание пыли с открытых складов, отвалов пустых пород и хвостохранилищ.

5.6 В качестве мероприятий для обеспечения допустимых концентраций предусматривают:

- максимальное исключение выделений вредностей от отдельных технологических процессов;

- очистку воздуха в шахтной исходящей струе;

- исключение повышенной высоты выбросов;

- орошение и пылеотсос в местах пылеобразования;

- уборку просыпей в местах перегрузки горной массы;

- смыв просыпей и пыли с трасс технологического транспорта;

- очистку выдаваемой шахтной воды в период строительства и эксплуатации рудников.

5.7 При проектировании предприятий по добыче урановых руд предусматривают службу охраны окружающей среды, выполняющую работу по контролю за степенью загрязнения окружающей среды в пределах промплощадки, санитарно-защитной зоны и зоны наблюдения каждого производственного подразделения предприятия, в т. ч.:

- контроль за степенью загрязнения различных объектов окружающей среды в результате производственной деятельности предприятия, оценка и анализ уровней загрязненности;

- выявление и локализация источников загрязнения окружающей среды, оценка загрязнения в зависимости от характера источника, разработка основных природоохранных мероприятий;

- оценка степени пригодности твердых, жидких и газообразных отходов предприятия для нужд предприятия.

5.8 Правила, нормы и требования, направленные на обеспечение безопасности труда, принимают согласно ГОСТ Р 12.0.001.

5.9 При проектировании подземного рудника необходимо предусматривать мероприятия по охране окружающей среды в соответствии с законом [3].

5.10 При проектировании предприятий по добыче урановых руд необходимо учитывать требования законов [6], [7], а также ГОСТ Р 8.645.

6 Геологическое обоснование проектных решений

6.1 Проектную документацию для горных предприятий с подземным способом разработки урановых месторождений разрабатывают на основе геологических материалов, содержащих оценку горногеологических, геоморфологических, инженерно-геологических, гидрогеологических условий, а также метеорологических данных.

5

ГОСТ Р 71182—2023

6.2 Геологическая информация дает возможность принятия наиболее рациональных проектных решений, способствующих достижению оптимальных экономических показателей добычи, получению качественного минерального сырья, а также комплексного использования недр.

Для достижения этих целей в рамках проектной документации геологическая информация, предоставляемая уранодобывающим предприятием, должна содержать:

- отчет о детальной разведке месторождения с подсчетом запасов, со всеми текстовыми и графическими приложениями;

- план поверхности района месторождения стопографической основой;

- геологическую и обзорную карты;

- геологические и подсчетные планы горизонтов;

- геологические разрезы; проекции подсчетных блоков на вертикальную или горизонтальную плоскости (в зависимости от пространственного расположения рудной залежи);

- ежегодную отчетную справку о количестве балансовых, забалансовых запасов и попутных компонентов;

- планы развития горных работ на текущий и следующий годы.

6.3 Подготовленность разведанного месторождения (участка) полезного ископаемого для промышленного освоения устанавливается государственной экспертизой в соответствии с законом [2].

6.4 Геологическое обоснование проектных решений выполняют на основе защищенных в государственной комиссии по запасам геологических отчетов с подсчетом запасов и отчетов о научно-исследовательских работах.

6.5 Геологоразведочные работы, выполняемые в период эксплуатации, включают в экономический расчет в составе проектной документации. Исходные данные для экономического расчета предоставляет предприятие, ведущее добычу урана.

6.6 Геологическое обоснование должно содержать оценку географо-экономических, климатических, сейсмических, геологических, гидрогеологических и инженерно-геологических условий месторождения и прогноз влияния его разработки на окружающую среду.

6.7 На разрабатываемых месторождениях, геологические, гидрогеологические и инженерно-геологические условия, вещественный состав и технологические свойства руд регулярно уточняются эксплуатационными и геологоразведочными работами и отображаются в оперативных годовых отчетах горных и геологоразведочных организаций.

6.8 Для выполнения геологического обоснования проектных решений необходимы следующие исходные данные:

- геологический отчет со всеми текстовыми и графическими приложениями;

- протокол государственной комиссии по запасам с утвержденными запасами;

- отчеты по выполненным научно-исследовательским работам, освещающим дополнительные вопросы сырьевой базы, гидрогеологические или инженерно-геологические условия намечаемого к разработке месторождения или его участка.

6.9 По разрабатываемым месторождениям необходимо предоставление следующих данных:

- геолого-маркшейдерские планы двух или трех последних вскрытых и полностью оконтуренных горизонтов с абсолютными отметками головок рельсов по основным откаточным выработкам, с указанием зон разломов, неустойчивых пород, повышенных водопроявлений, а также участков выработок, склонных к горным ударам;

- геолого-маркшейдерские разрезы по стволам шахт, по осям, в которых отображены разведочные скважины и горные выработки;

- вертикальные проекции рудных залежей с контурами эксплуатационных блоков;

- геологическая характеристика рудных залежей по данным вскрытых и оконтуренных горизонтов, уточняющая морфологический тип залежей, элементы залегания, размеры залежей по площади, длину, мощности, типы или сорта руд, массовую долю полезных и вредных компонентов в рудных и вмещающих породах, количество, размеры и вещественный состав слабооруденелых и пустых пород;

- информация о балансовых запасах и качестве полезного ископаемого по геологическим блокам, категориям разведанности, эксплуатационным и проектным этажам по состоянию на начало года проектирования;

- характеристика тектонических нарушений (ориентация, протяженность, наличие плоскостей скольжения в породах, по которым проходятся горные выработки), а также сведения о состоянии пустот (объем, степень заполнения, вид локализации);

- сортность, качество, кусковатость товарных руд, полученных за последние пять лет или планируемых на предстоящий период;

6

ГОСТ Р 71182—2023

- гранулометрический состав, влажность и слеживаемость отбитой руды;

- физико-механические свойства руд и вмещающих пород, по которым будут проходиться капитальные, подготовительные, нарезные и очистные горные выработки;

- годовые объемы эксплуатационной разведки (документация выработок, бурение скважин, проходка специальных разведочных горных выработок, химическое и геофизическое опробование горных выработок и скважин, химическое и бактериологическое опробование шахтных вод и другие работы) за последние пять лет;

- ежегодные затраты по шахте на эксплуатационную разведку за счет средств основной деятельности за последние пять лет;

- перечень имеющегося разведочного оборудования (станки, приборы, их марки и год приобретения);

- фактическая численность геолого-геофизической и маркшейдерской служб шахт и рудника с разбивкой по категориям работников;

- естественная температура и влажность вмещающих пород на эксплуатационных горизонтах;

- план гидронаблюдательной сети в пределах горного отвода с характеристикой каждой скважины (наблюдаемый водоносный горизонт, уровень воды);

- фактические притоки, химический и бактериологический составы шахтных вод по горизонтам-водосборникам, стволам шахт и в целом по шахте за последние пять лет;

- объем питьевой воды, подаваемой в шахту;

- химический и бактериологический составы подземных вод, поступающих из скважин, трещин и других водопроявлений при вскрытии горизонтов;

- инженерно-геологические осложнения, наблюдаемые при проходке и эксплуатации горных выработок (зоны высокого горного давления, пучения, рассланцевания и трещиноватости пород);

- фактическая схема водоотлива с указанием направления водопритоков, их количества, емкостей водосборников, диаметров трубопроводов и марок насосов;

- информация о гидрологических и гидрогеологических условиях объекта;

- информация об областях питания и разгрузки, хозяйственном использовании водоносных горизонтов с указанием водозаборов и гидрогеологическими разрезами;

- характеристика водоносных горизонтов и разделяющих их водоупорных слоев, развитых в пределах площадки и в районе размещения объекта (распространение и условия залегания, гидравлическая взаимосвязь с другими водоносными горизонтами и с поверхностными водами, направление, скорость подземного потока, напор или положение уровня подземных вод, их режим и химический состав).

6.10 На основе геологических данных составляют базу данных для дальнейшего моделирования в программах с возможностью построения ЗО-моделей месторождений, а также схем вскрытия, подготовительных и очистных работ. ЗО-моделирование позволяет рассматривать поэтапную разработку месторождения и осуществлять своевременную оптимизацию проектных решений.

7 Запасы полезного ископаемого

7.1 В соответствии с классификацией [1] геологические запасы руд по количеству содержащихся в них полезных компонентов и экономической целесообразности на период разработки месторождения разделяют на две группы, подлежащие раздельному подсчету и учету:

- балансовые;

- забалансовые.

7.2 По соотношению запасов различных категорий, определяющему подготовленность месторождений для промышленного освоения, все месторождения (или участки крупных месторождений) подразделяют в зависимости от сложности их геологического строения на четыре группы в соответствии с классификацией [1].

7.3 Соотношение категорий запасов в процентах для месторождений различных групп сложности приведено в таблице 7.1.

Таблица 7.1

7

ГОСТ Р 71182—2023

Окончание таблицы 7.1

Примечание — Категория А для 1 -й группы — не менее 10.

7.4 Учет списания балансовых запасов или перевод их в забалансовые следует осуществлять в соответствии с порядком [8].

7.5 В проекте предусматривают мероприятия по сохранению в недрах забалансовых руд для последующего извлечения, а в случае вынужденной попутной добычи предусмотрены их переработка или складирование и сохранение для последующего использования.

7.6 При проектировании выделяют промышленные и эксплуатационные запасы.

7.7 Промышленными считают балансовые запасы в пределах конечных границ шахтного поля за вычетом принятых потерь по горно-геологическим условиям, а также в предохранительных целиках общерудничного назначения.

7.8 Для определения количества и качества эксплуатационных запасов используют следующие зависимости:

а) количество добываемой руды Д, т, вычисляют по формуле

Д = Б(К_П/К_р), (7.1)

где Б — количество погашенных при добыче балансовых запасов руды, т;

К_п, К_р — коэффициенты, учитывающие потери и разубоживание при добыче;

б) содержание полезного компонента в добытой руде а, %, который вычисляют по формуле

а = (с-(ЮО-Р) + б-Р)/100, (7.2)

где с — содержание полезного компонента в промышленных (балансовых) запасах, %;

Р — потери, %;

b — содержание полезного компонента в разубоживающих породах, %.

7.9 По степени подготовленности к добыче запасы разделяют:

- на вскрытые;

- подготовленные;

- готовые к выемке.

7.10 Вскрытыми запасами считают запасы этажей и участков, в пределах которых пройдены все капитальные горные выработки, обеспечивающие проведение подготовительных работ.

7.11 Запасы руды в предохранительных целиках главных вскрывающих выработок, под транспортными путями, поверхностными зданиями и сооружениями, а также запасы в барьерных целиках относят к временно неактивным вскрытым запасам и переводят в активные только после ликвидации охраняемых объектов или оформления в надлежащем порядке разрешения на выемку предохранительного целика.

7.12 Подготовленными запасами считают запасы участков, блоков, камер, в которых пройдены и геологически опробованы все подготовительные выработки, обеспечивающие проведение нарезных работ.

7.13 Запасами, готовыми к выемке, считают запасы выемочных единиц (блоков, камер, целиков, слоев), в которых пройдены нарезные выработки, обеспечивающие ведение очистных работ, и проведен комплекс работ опережающей эксплуатационной разведки.

8 Классификация горных пород и рудных тел

8.1 За основу классификации горных пород и руд по крепости принимают шкалу коэффициентов крепости по М.М. Протодьяконову (ГОСТ 21153.1).

8.2 В процессе эксплуатации рудника в целях поддержания устойчивости горных выработок выполняют крепление их стенок и кровли.

Устойчивость горных пород определяют согласно таблице 8.1.

8

Таблица 8.1

ГОСТ Р 71182—2023

8.3 Рудные тела следует разделять на следующие группы: - по размерам (см. таблицу 8.2);

- мощности (см. таблицу 8.3).

Таблица 8.2 — Группировка рудных тел по размерам

Таблица 8.3 — Группировка рудных тел по мощности

8.4 В зависимости от угла падения рудные тела подразделяют:

- на горизонтальные (от 0° до 3°);

- пологие (от 3° до 30°);

- наклонные (от 30° до 45°);

- крутые (от 45° до 90°).

9 Эксплуатационно-разведочные работы

9.1 При составлении проектов горнорудных предприятий следует предусматривать проведение эксплуатационной разведки, а также доразведки глубин и флангов месторождений, имеющих, как правило, запасы более низких категорий.

9.2 Эксплуатационную разведку производят на месторождениях при их подготовке к эксплуатации и в течение всего времени разработки месторождений.

9

ГОСТ Р 71182—2023

9.3 Основной целью этой стадии разведочных работ является обеспечение проведения горноподготовительных и очистных работ в соответствии с производственными планами горных предприятий.

9.4 В ходе работ по проведению эксплуатационной разведки уточняют контуры залежей, качество полезного ископаемого и горнотехнические условия его отработки.

9.5 Объем работ эксплуатационной разведки (скважин, шпуров, опробования) вычисляют на основании размеров погашения рудных площадей, рассчитанных исходя из годовой производительности рудника.

9.6 Объем работ по проходке выработок эксплуатационной разведки в зависимости от производительности рудников и группы сложности геологического строения месторождения принимают по таблице 9.1.

Таблица 9.1

9.7 При проектировании горнорудных предприятий должны быть определены объемы доразведки месторождения.

9.8 Объемы доразведки для перевода запасов категории С2 в С1 на месторождениях 3-й и 4-й групп сложности принимают на 1 млн т запасов в размере от 1500 до 2000 пог. м в горных выработках и от 40 000 до 50 000 пог. м скважин (см. таблицу 9.1).

9.9 Проходка геологоразведочных выработок должна быть увязана со вскрытием и подготовкой месторождения к эксплуатации.

9.10 Плотность сети выработок для рудных залежей различных морфологических типов принимают по данным, приведенным в таблице 9.2.

9.11 Объем по всем другим видам работ (опробование, лабораторные анализы, гамма-опробование, аналитические работы) рассчитывают по запланированному метражу горноразведочных и подготовительных выработок, скважин, шпуров и рудных площадей, намеченных к отработке.

9.12 Количество анализов определяют по числу запланированных проб.

На комплексных месторождениях планируют проведение анализов на все компоненты.

9.13 При проектировании предприятий по добыче уранов руд подземным способом предусматривают:

- полные химические и спектральные анализы групповых проб руды;

- анализы рудничного воздуха;

- определение объемного веса руды и влажности (4—5 проб в целике объемом 0,5 м³ по каждому типу руды отдельно и 30—50 штуфов для лабораторного определения).

9.14 Запланированный объем эксплуатационно-разведочных работ включают в годовой план развития горных работ предприятия.

9.15 Проект эксплуатационной разведки составляют в соответствии с этапами эксплуатационноразведочных работ в масштабе 1:500.

9.16 На основе данных, полученных в процессе эксплуатационной разведки, выполняют оконтуривание и увязку рудных тел в вертикальных и горизонтальных сечениях, производят пересчет балансовых запасов руды и металла в эксплуатационном блоке.

9.17 Результаты эксплуатационной разведки представляют в годовых отчетах, в которых приводят сведения о выполнении плана эксплуатационной разведки за год по утвержденным направлениям и объемам.

10

Таблица 9.2

ГОСТ Р 71182—2023

ГОСТ Р 71182—2023

10 Геофизическое обслуживание геологоразведочных и очистных работ

10.1 При проектировании геофизических работ предусматривают:

- проведение геофизических работ;

- аппаратурное оснащение и организационно-техническое обеспечение геофизических работ;

- необходимый штат персонала;

- основные помещения для размещения служб.

10.2 Объемы геофизических работ определяют исходя из объемов горно-геологических и эксплуатационных работ: площади и протяженности горных выработок, общей протяженности буровых скважин и шпуров, количества бороздовых, керновых, шламовых и технологических проб в соответствии с инструкцией по гамма-каротажу [10].

10.3 При проектировании предусматривают следующий комплекс геофизических работ:

- гамма-профилирование горных выработок;

- гамма-опробование руд в естественном залегании;

- гамма-каротаж, гамма-гамма-каротаж, нейтронный гамма-каротаж шпуров и скважин;

- радиометрический экспресс-анализ, спектральный и рентгенометрический анализы всей добываемой горной массы;

- определение состояния буровых скважин (кавернометрия, инклинометрия) и свойств вмещающих пород и руд (электрические, магнитные, гравитационные);

- ядерно-физические исследования полезных ископаемых;

- аналитические работы;

- радиометрические анализы проб руды и вмещающих пород по гамма-активности;

- комплексные радиометрические анализы;

- радиохимические анализы.

11 Маркшейдерское обслуживание горных уранодобывающих работ

11.1 Пространственно-геометрические измерения залежей урановых и других радиоактивных руд, определение их глубины, простирания, мощности, местоположения и других параметров пространственного положения и размеров уранодобычных горных выработок, их соответствие проектной документации, обоснование границ горных отводов уранодобывающих рудников, наблюдение за состоянием горных отводов, ведение горной графической документации, учет и обоснование горных разработок по добыче урановых и других радиоактивных руд, определение опасных зон и мер охраны горных разработок, зданий, сооружений и природных объектов от воздействия работ, связанных с пользованием недрами и извлечением из них урановых и других радиоактивных полезных ископаемых, являются сферой деятельности маркшейдерской службы.

11.2 Маркшейдерская служба определяет систему координат и высот, в которой производят проектирование, а затем строительство подземных уранодобычных выработок с последующей эксплуатацией месторождений радиоактивных руд и возведением (с последующей ликвидацией) сопутствующих сооружений.

11.3 Пространственно-геометрический контроль, осуществляемый маркшейдерской службой за деятельностью геодезической, шахтостроительной, добычной, строительно-гидротехнической, экологической служб в единой системе координат и высот, исключает нестыковки в работе перечисленных служб и существенно снижает возникновение последствий катастрофического характера.

12 Гидрогеологические и гидрологические условия

12.1 Для описания гидрогеологических и гидрологических условий исходные данные, предоставляемые уранодобывающим предприятием, должны включать:

- информацию об областях питания и разгрузки, хозяйственном использовании водоносных горизонтов с указанием водозаборов в региональном масштабе;

- информацию об использовании поверхностных вод;

- характеристики региональных и местных гидрологических условий;

- описание гидрографической сети в районе размещения объекта;

- карты и гидрогеологические разрезы проектируемой площадки;

12

ГОСТ Р 71182—2023

- характеристики водоносных горизонтов и разделяющих их водоупорных слоев, развитых в пределах площадки и в районе размещения объекта (распространение и условия залегания, гидравлическая взаимосвязь с другими водоносными горизонтами и с поверхностными водами, направление, скорость подземного потока, напор или положение уровня подземных вод, их режим и химический состав).

12.2 В проектной документации должны быть представлены данные в пределах ожидаемой зоны влияния и на глубину, охватывающую все водоносные слои, из которых возможны фильтрация или прорыв подземных вод в горную выработку, а также составлен перечень выявленных на месторождении гидрологических и гидрогеологических процессов и явлений с указанием характера воздействия на наземные и подземные сооружения, системы и элементы объекта.

13 Осушение месторождений

13.1 Проектную документацию по осушению месторождений разрабатывают с учетом требований СП 103.13330.

13.2 По степени сложности гидрогеологических условий и суммарной концентрации минеральных веществ в подземных водах рудные месторождения делятся на четыре группы (см. таблицу 13.1).

Таблица 13.1 — Месторождения руд по сложности гидрогеологических условий

13.3 Если по материалам геологических отчетов не представляется возможным выполнить обоснованные расчеты системы защиты горных выработок, в проекте должна быть разработана программа и должны быть предусмотрены затраты на проведение специальных научно-исследовательских и опытных работ, результаты которых являются основой для корректировки проекта.

13.4 Расчеты величин ожидаемых притоков подземных вод в горные выработки шахт должны быть выполнены по каждой составляющей притока.

13.5 При наличии на месторождении значительно обводненных зон тектонических нарушений, в целях предупреждения прорывов воды, в проектах следует предусматривать бурение опережающих скважин из забоев горных выработок при их подходе к тектоническим зонам.

13.6 На месторождениях, находящихся в сложных гидрогеологических условиях, определенных согласно СП 11-108, предусматривают предварительное осушение месторождений при наличии следующих гидрогеологических факторов:

- неустойчивых, склонных к текучести, разбуханию и пучению; водоносных рыхлых пород в кровле или почве рудных залежей и горных выработок;

- недостаточной для удержания гидростатических напоров прочности водоупорных пород в кровле и почве горных выработок;

- карстовых полостей в налегающих породах;

- обводненности пород в зоне обрушения, приводящей к возникновению прорывов разжиженных пород (плывунов) и подземных вод в очистные выработки;

- больших динамических притоков подземных вод, вызывающих осложнения в проведении горных работ.

13

ГОСТ Р 71182—2023

13.7 Проекты осушения разрабатывают как составную часть общего проекта освоения месторождения в соответственных стадиях на основании:

- геологического отчета, содержащего материалы по гидрогеологическим и инженерно-геологическим условиям месторождения;

- схемы вскрытия и отработки месторождения;

- календарного плана проведения горных работ.

13.8 По месторождениям, имеющим сложные и недостаточно изученные гидрогеологические и инженерно-геологические условия, определяют задачи, состав и объемы дополнительных гидрогеологических и инженерно-геологических исследований или опытно-производственного водопонижения для обоснования последующей стадии проектирования.

13.9 Рабочую документацию по осушению разрабатывают на основании дополнительных изысканий, с учетом данных первоочередных осушительных работ или опытно-производственного водопонижения.

13.10 При разработке месторождений системами с обрушением налегающих пород нормальный приток в горные выработки шахт определяют как сумму притоков подземных вод из каждого водоносного горизонта и среднегодового количества осадков, выпадающих на водосборной площади, ограниченной нагорной канавой или зоной обрушения.

13.11 Максимальный приток в горные выработки шахт с применением систем с обрушением налегающих пород следует определять как сумму притоков подземных вод и ливневых осадков с 5 %-ной обеспеченностью.

13.12 В общем притоке к главной водоотливной установке должно быть учтено количество воды, подаваемой в шахту на технологические нужды.

13.13 Для контроля за режимом и химическим составом подземных вод на осушаемой территории месторождения предусматривают сооружение сети наблюдательных скважин.

13.14 В целях предохранения от поверхностного стока воды крепления устьев вертикальных и наклонных выработок должны выступать над земной поверхностью не менее чем на 200 мм.

В местах естественных водотоков следует оставлять целики, если их отвод за пределы зон опасных сдвижений невозможен.

13.15 Расчет сооружений гидрозащиты от поверхностного стока (плотины, дамбы, каналы, водосбросы, тоннели) проводят на максимальный расход расчетной обеспеченности.

13.16 Расчетную обеспеченность максимального расхода устанавливают по СП 33-101 в зависимости от класса капитальности сооружений.

Класс основных гидротехнических сооружений, определяемый по СП 58.13330, допускается повышать на единицу, если авария водопроводного сооружения может вызвать последствия катастрофического характера для расположенных ниже объектов.

13.17 Ширина полосы между проектной границей зоны опасных сдвижений поверхности и ближайшим контуром сооружений гидрозащиты определяется в зависимости от местных условий и должна быть не менее:

- для безнапорных сооружений — 10 м;

- напорных сооружений — 50 м.

13.18 Для осушения месторождения применяют следующие способы:

- поверхностный — при помощи водопонижающих скважин, закладываемых с поверхности земли;

- подземный — при помощи дренажных устройств, закладываемых в подземных выработках рудника (сквозных и забивных фильтрах), горизонтальных, восстающих и разгрузочных дренажных скважин, а также специальных дренажных выработок штреков, квершлагов;

- комбинированный — сочетающий поверхностный и подземный способы.

13.19 На чрезмерно обводненных месторождениях выработки околоствольного двора и водоотливного комплекса (насосная станция, подземная электростанция, водосборники и ходки) должны быть отделены от дренажных выработок водонепроницаемыми перемычками с дверями, водопропускными трубами и регулирующими задвижками, рассчитанными на максимально-возможное гидростатическое давление.

13.20 Гидрогеологические расчеты притока подземных вод в горные выработки следует проводить методами аналитическим и моделирования.

13.21 Метод аналитических расчетов применяют для однородных водоносных горизонтов и несложных граничных условий, а также для несложных систем расположения дренажных устройств.

14

ГОСТ Р 71182—2023

13.22 Метод моделирования применяют:

- при наличии неоднородностей в плане и разрезе водоносных горизонтов, в т. ч. трещиноватых и карстовых пород;

- при сложных граничных условиях и системах расположения дренажных устройств;

-для оценки влияния осушительных мероприятий на водозаборы подземных вод;

- в целях определения взаимодействия различных дренажных систем между собой и рудничного водоотлива с дренажными устройствами.

13.23 Сквозные фильтры предусматривают:

- для дренирования надрудных водоносных горизонтов, залегающих на значительной высоте над горными выработками, когда бурение восстающих скважин нецелесообразно;

- поддержания или дальнейшего понижения уровней воды, оставшихся в водоносном горизонте при предварительном осушении водопонижающими скважинами.

В этом случае водопонижающие скважины переоборудуют в сквозные фильтры.

13.24 Сквозные фильтры следует располагать на расстоянии от 3 до 5 м от горной выработки, в которую намечается прием воды: бурить их необходимо до подошвы выработки с расчетом подрезки фильтров специальными нишами.

13.25 Для сквозных фильтров минимальный диаметр определяют в зависимости от его пропускной способности и возможности использования инклинометра для замеров углов искривления (зенитного и азимутального) с целью определения координат забоя.

13.26 Приемную часть сквозного фильтра следует оснащать водовыпуском и задвижкой, а устье — крышкой.

13.27 Восстающие скважины необходимо закладывать из горных выработок для осушения надрудных водоносных горизонтов, расположенных на расстоянии не менее 10 м над кровлей выработок.

13.28 Забивные фильтры следует применять для осушения водоносных горизонтов, залегающих на расстоянии не более 10 м от горных выработок.

13.29 Горизонтальные и наклонные дренажные скважины в горных выработках следует проектировать для осушения надрудных и подрудных водоносных горизонтов при их наклонном, крутом залегании и для осушения водообильных зон тектонических нарушений.

13.30 Разгрузочные скважины в горных выработках, работающие на самоизлив, следует проектировать для сработки напоров водоносных горизонтов, залегающих ниже подошвы рудных залежей или горных выработок.

13.31 Отвод дренажных и шахтных вод, содержащих значительные концентрации радона, следует осуществлять в бетонных лотках или по трубам с последующим удалением радона на исходящие вентиляционные струи.

При сбросе дренажных и шахтных вод в местную гидрографическую сеть необходимо соблюдать требования законов [3] (статья 22), [11] (статья 44), санитарно-эпидемиологических правил [12], [13].

13.32 Проектирование сооружений по отводу и очистке дренажных и шахтных вод проводят по СП 31.13330.

13.33 Расчет сооружений для защиты горных выработок от поверхностного стока проводят на максимальный паводковый расход повторяемостью:

- один раз в 50 лет — для рудника с небольшой производительностью;

- один раз в 100 лет — для рудника со средней производительностью;

- один раз в 200 лет — для рудника с большой производительностью.

13.34 Проект осушения должен предусматривать:

- предотвращение притоков подземных вод в горные выработки в количествах, нарушающих нормальные условия разработки месторождения;

- предупреждение прорывов подземных вод из окружающих пород, из выработанного пространства и с поверхности, т. к. это нарушает устойчивость пород и крепления выработок, представляет опасность для персонала и нарушает нормальную эксплуатацию месторождения;

- возможность своевременной эвакуации людей при массовых прорывах подземных вод в шахту;

- водоотлив и водоотвод рудничных и поверхностных вод к местам их сброса и очистки;

- предотвращение истощения ресурсов подземных вод, обеспечивающих водоснабжение окружающих рудных объектов, и их загрязнения;

- предотвращение размыва берегов русел поверхностных водотоков, нарушения их режима и эрозии поверхностного слоя почвы;

- предотвращение опасных последствий деформации горных пород в районе месторождения из-за понижения уровня подземных вод;

15

ГОСТ Р 71182—2023

- сооружение устройств, регулирующих приток подземных вод в выработки с учетом возможного повышения их напора;

- использование откачиваемых вод для целей водоснабжения (после предварительной очистки).

13.35 При выборе способа осушения рекомендуется руководствоваться следующими положениями:

- поверхностный способ осушения шахтных полей следует применять при наличии высоких фильтрационных параметров, большой мощности и высоких напоров водоносных горизонтов подземных вод (в безнапорных пластах этот способ следует применять при коэффициентах фильтрации 2—3 м/сут, а в напорных пластах — не менее 0,3—0,5 м/сут);

- подземный способ осушения, который осуществляют только подземными выработками при наличии устойчивых пород с высокими фильтрационными параметрами.

13.36 Для интенсификации водоотдачи пород, достижения наибольшего эффекта осушения к дренажным горным выработкам дополнительно предусматривают другие дренажные устройства из горных выработок, т. е. по существу этот способ осушения становится комбинированным.

13.37 Комбинированный способ осушения осуществляется совместной работой водопонизительных скважин, сквозных фильтров или других дренажных устройств, закладываемых с поверхности, и подземными выработками, часто с закладываемыми в них скважинами.

13.38 В зависимости от гидрогеологических, горнотехнических условий шахтного поля и принятой схемы осушения проектируют и используют нижеперечисленные дренажные устройства.

13.38.1 Водопонизительные скважины следует применять в безнапорных пластах при их мощности не менее Юми коэффициенте фильтрации не ниже 2 м/сут, а в напорных пластах — при меньшей мощности и меньшем коэффициенте фильтрации (но не менее 0,5 м/сут).

13.38.2 Водопонизительные скважины допускается бурить с поверхности и из подземных выработок.

13.38.3 Водопоглощающие скважины следует применять в том случае, когда водопроводимость нижележащего водоносного горизонта больше водопроводимости верхнего, за счет чего последний может быть сдренирован.

13.38.4 Сквозные фильтры следует использовать для осушения водоносных горизонтов, залегающих выше горных выработок на значительном расстоянии от их кровли, в связи с чем дренирование этого водоносного горизонта забивными фильтрами не представляется возможным.

Бурение сквозных фильтров следует проводить с поверхности земли по линии горных выработок.

Первоначально они могут быть использованы как водопонизительные скважины, а затем подрезаются по мере проходки горными выработками, и после оборудования устьевой части продолжается работа в горных выработках.

13.38.5 Восстающие дренажные скважины (или наклонные) необходимо проектировать при невозможности осуществить бурение забивных фильтров.

13.38.6 Горизонтальные (слабо наклонные) скважины следует проектировать для дренажа различных зон горных пород повышенной водообильности.

Горизонтальные (слабо наклонные) скважины в условиях повышенной обводненности необходимо бурить в забой выработки с их веерным расположением как опережающие и одновременно дренажные.

13.38.7 Для уточнения геологического строения и для уменьшения напора водоносного горизонта, залегающего в почве выработки, бурят разгрузочные дренажные скважины или проходят понизительные колодцы.

13.38.7.1 Разгрузочные скважины следует закладывать в почву выработок для уменьшения напора водоносного горизонта в почве выработки.

13.38.7.2 Понижающие колодцы следует применять в том случае, когда самоизлив из скважин не обеспечивает снятия напора водоносного горизонта, залегающего в подошве горной выработки.

Глубину колодцев принимают не более 8 м.

13.38.8 Эжекторные иглофильтровые установки необходимо применять для снижения уровня воды от 5 до 20 м в песчаных грунтах с коэффициентом фильтрации не менее 2 м/сут.

13.38.9 Легкие иглофильтровые установки применяют для осушения обводненных песков при проходке стволов.

13.38.9.1 Снижение уровня воды при помощи установок достигается на глубину не более 4,5 м.

13.38.9.2 Коэффициент фильтрации водосодержащих пород для работы легких иглофильтровых установок должен быть: от 5 до 50 м/сут без обсыпки вокруг иглофильтров; от 2 до 5 м/сут — с песчаногравийной обсыпкой.

13.38.9.3 Легкие иглофильтровые установки могут быть использованы также для осушения песков в почве горизонтальных горных выработок.

16

ГОСТ Р 71182—2023

13.38.10 Установки вакуумного водопонижения применяют для осушения глинистых песков и супесей с коэффициентом фильтрации от 0,1 до 2 м/сут на глубину от 5 до 7 м.

13.39 Контрольно-разведочные скважины закладывают на месте бурения водопонизительных скважин для уточнения гидрогеологических и инженерно-геологических особенностей горных пород.

13.40 Наблюдательные скважины предусматривают для наблюдения за развитием депрессион-ной воронки, химическим составом подземных вод, температурой и за изменением уровня воды на шахтном поле в процессе осушения.

13.41 Водопропускные скважины закладывают в пониженных местах дна карьера для сброса ливневых и подземных вод из карьера в подземную дренажную систему или с вышележащего горизонта горных выработок на расположенный ниже горизонт, оборудованный насосной станцией.

13.42 При отборе воды из рыхлых и неустойчивых полускальных и скальных пород в скважинах следует устанавливать фильтры водопропускной способностью на 20 % выше ожидаемого притока из водоносного пласта.

13.43 Для повышения дебита водопонизительных и дренажных скважин следует предусматривать один из следующих способов:

- торпедирование — в устойчивых породах;

- свабирование — в песках для восстановления слабонапорных водоносных горизонтов;

- гидравлический.

13.44 В качестве «жидкости разрыва» применяют воду, водные растворы соляной кислоты, а также соляную кислоту повышенной вязкости.

В качестве расклинивающего материала для заполнения трещин применяют кварцевый песок.

13.45 Кислотную обработку пород проводят с применением соляной, серной, уксусной кислотами и глинокислотой.

13.46 Отвод и сброс шахтных вод в водные объекты должен быть проведен с соблюдением санитарных правил [14].

13.47 В случае невозможности прямого сброса шахтных вод в водные объекты из-за сильного загрязнения по ГОСТ Р 70278 или большой минерализации необходимо подвергать шахтные воды механической или химической очистке, разбавлению пресной водой до требуемой концентрации или сооружать пруды — накопители шахтных вод с их сбросом в водные объекты в невегетационный период во время паводков.

13.48 Шахтные воды следует, по возможности, использовать в производственном водоснабжении цехов горно-обогатительных предприятий.

13.49 Механическая очистка шахтных вод, как правило, должна быть проведена в открытых или закрытых отстойниках, оборудованных устройствами для удержания плавающих веществ и тел.

13.50 Очистку отстойников от осадка и плавающих веществ проводят по мере загрязнения.

13.51 Выбор технологии очистки шахтных вод следует осуществлять с учетом качественного состава рассматриваемых шахтных вод и требований к качеству очищенных вод.

При сбросе очищенных вод в водные объекты необходимо применять многоступенчатые схемы очистки, включающие в себя набор последовательных технологических стадий в соответствии с СП 32.13330.2018 (пункт 7.7.1.8).

13.52 Наиболее рациональной схемой является схема, позволяющая осуществить отвод незагрязненных шахтных вод (поступающих от скважин, сквозных фильтров и дренажей, а также из недействующих горных выработок, штолен и тоннелей) раздельно от загрязненных шахтных вод (поступающих из зоны ведения горных работ, рабочих штолен и тоннелей).

13.53 Сброс незагрязненных шахтных вод в естественные водоемы и использование их в производстве осуществляют без предварительной очистки, если их химический состав удовлетворяет требованиям санитарных правил [14].

13.54 Отвод шахтных вод от ствола шахты по поверхности выполняют путем строительства самотечных систем водоотвода за счет остаточного напора шахтной водоотливной установки.

В отдельных случаях разрешается строительство на поверхности перекачивающих насосных станций.

14 Горная часть

14.1 Выбор способа разработки

14.1.1 Предварительный выбор подземного или открытого способа разработки месторождений при соответствующих горнотехнических условиях проводят методом сопоставления затрат на добычу руды.

17

ГОСТ Р 71182—2023

14.1.2 Предельную глубину разработки месторождений открытым способом следует устанавливать по значению экономически допустимого коэффициента вскрыши К_гр, показывающего максимально возможное (с учетом экономической составляющей) количество вскрышных пород, приходящееся на единицу полезного ископаемого.

14.1.3 Коэффициент экономической допустимости вскрыши К_гр, м³/т, вычисляют по формуле

К_гр = И_р-/-В)/С+д_ц(1-/)/С, (14.1)

где Д_р — стоимость добычи 1 т руды подземным способом, руб.;

/ — коэффициент, учитывающий потери и разубоживание руды и вычисляемый по формуле

i=(N_n R_n)l(N_Q R_o), (14.2)

где N_n — коэффициент извлечения руды при подземном способе разработки;

R_n — коэффициент разубоживания при подземном способе разработки;

N_o — коэффициент извлечения руды при открытом способе выемки;

R_o — коэффициент разубоживания при открытом способе выемки;

В — стоимость добычи 1 т руды открытым способом без включения затрат на вскрышные работы, руб.;

С — стоимость выемки 1 м³ вскрыши, руб.;

р_ц — ценность металла в 1 т руды, дополнительно извлекаемого при открытом способе разработки и вычисляемого по формуле

д_ц = 0.01-С-И-Ц, (14.3)

где С — содержание в балансовых запасах, %;

И — извлечение металла включая переработку, доли ед.;

Ц — предельная цена 1 т металла, руб.

14.2 Производительность рудников и срок их службы

14.2.1 Производительность рудника по руде определяют для вновь проектируемых предприятий при расширении, реконструкции и техническом перевооружении действующих рудников, а также при корректировке проектов в случае изменения геологических данных о промышленных запасах месторождений.

14.2.2 Расчет годовой добычи руды по горнотехническим условиям выполняют исходя из годового понижения горных работ для крутопадающих и наклонных месторождений или скорости продвижения фронта очистной выемки для пологопадающих и горизонтальных месторождений.

14.2.3 Годовую производительность рудника Д_р, т, определяют по руде, выделенной из рудной массы на установках рудоконтролирующих станций, и вычисляют по формуле

Д_Р = А(1-Д), (14.4)

где Д — часть отсортированной рудной массы на рудоконтролирующей станции в долях единицы (принимается с учетом фактических данных аналогичных рудников).

14.2.4 Годовую производительность рудника по рудной массе для крутопадающих и наклонных месторождений Д_пр, т, определяют по горнотехническим возможностям исходя из годового понижения очистной выемки и вычисляют по формуле

_л YSKeyn

^пр 1-р

(14.5)

где У — годовое понижение горных работ, м/год;

S — площадь месторождения (рудного поля), м²;

К — поправочный коэффициент на угол падения;

е — поправочный коэффициент на нормальную мощность рудного тела;

у — объемная масса руды в массиве, т/м³;

л — коэффициент извлечения руды, л = 1 - П, где П — потери руды, выраженные в долях единицы;

Р — разубоживание руды, выраженное в долях единицы.

18

ГОСТ Р 71182—2023

Коэффициенты п, Р, учитывающие потери и разубоживание, принимают в зависимости от горнотехнических условий и систем разработки.

14.2.5 Значения коэффициентов Кие принимают в соответствии с данными, приведенными в таблицах 14.1 и 14.2, а значения годового понижения горных работ У— в таблице 14.3.

Таблица 14.1

Таблица 14.2

Таблица 14.3

14.2.6 Годовую производительность рудника, установленную по годовому понижению, проверяют по условиям развития фронта очистных работ.

14.2.7 Для определения допустимого значения фронта очистных работ по таблице 14.4 применяют коэффициент использования рудной площади.

Коэффициент использования рудной площади у вычисляют по формуле

V = S₀/S, (14.6)

где S_o — горизонтальная площадь очистных блоков, находящихся в одновременной отработке, м²;

S — площадь подлежащих отработке рудных залежей в пределах рудного поля, м².

Таблица 14.4

19

ГОСТ Р 71182—2023

14.2.8 При оптимизации проектной производительности рудника должна быть обеспечена сопоставимость рассматриваемых вариантов по времени их реализации и объемам производств.

14.2.9 При проверке выбранной производительности рудника по сроку его службы минимальная продолжительность существования горного предприятия, не имеющего в своем составе обогатительной фабрики, принимается по таблице 14.5.

Таблица 14.5

14.2.10 Если рудник входит в состав горно-обогатительного комбината или другой производственной единицы, включающей в себя комплекс обогащения полезного ископаемого, табличное значение срока его существования следует увеличивать на величину от 20 % до 30 %.

14.3 Режим работы рудника

14.3.1 Режим работы рудника, количество рабочих дней в неделю, длительность смен определяются согласно Кодексу [15] и предоставляются заказчиком в виде исходных данных.

14.3.2 Службы вентиляции и водоотлива должны работать непрерывно.

14.3.3 В целях экономии электроэнергии графики работы шахты следует связать с пиками максимальных нагрузок энергосистем, питающих проектируемые предприятия, а также предусматривать применение автоматизированных систем управления технологическими процессами.

14.4 Охрана сооружений от вредного влияния подземных разработок

14.4.1 При выборе мест размещения зданий и сооружений необходимо определять зону опасного влияния подземных разработок на земную поверхность.

14.4.2 Границу зоны определяют относительно нижней проектной границы горных работ.

Если нижняя граница не установлена, то зона опасного влияния горных разработок должна быть отстроена от контуров категорийных запасов, принятых к отработке.

14.4.3 Отстроенную зону наносят на геологическую карту, план поверхности, планы горизонтов и разрезы.

14.4.4 Границы опасного влияния подземных разработок на земную поверхность определяют по параметрам, установленным в инструкции [16].

14.4.5 Все технические и промышленные (наземные и подземные) сооружения, искусственные и естественные водоемы, общественные и жилые здания, заповедники и другие объекты, находящиеся в зоне опасного влияния горных разработок, подлежат обязательной охране.

14.4.6 Границы предохранительных целиков определены плоскостями, проведенными под углами сдвижения и разрывов от границ охраняемой площади.

14.4.7 Для объектов I и II категории охраны границы предохранительных целиков строят по углам сдвижения, а для объектов III категории — по углам разрывов в соответствии с инструкцией [16].

Определение углов сдвижения горных пород с неизученным процессом сдвижения определяют согласно правилам, установленным в инструкции [16] (пункт 21, приложение 2).

14.4.8 Порядок оформления и утверждения мер охраны установлен в соответствии с инструкцией [16].

14.4.9 Сооружения и природные объекты по значению, конструктивным и технологическим особенностям и по возможным опасным последствиям их подработки разделяют на три категории охраны (см. таблицу 14.6).

20

ГОСТ Р 71182—2023

14.4.10 В зависимости от категорий охраняемых объектов устанавливают меры охраны, коэффициенты безопасности для определения безопасной глубины разработки и размеры предохранительных берм при построении предохранительных целиков.

Категории охраны объектов, не перечисленные в таблице 14.6, определяют по усмотрению технического руководства рудоуправления или комбината и по согласованию с органами государственного надзора.

Таблица 14.6

14.4.11 Безопасной глубиной разработки считают такую глубину, ниже горизонта которой горные работы не вызывают в подрабатываемых сооружениях и других объектах деформаций, превышающих допустимые.

Безопасную глубину очистных работ Н_б для условий полной подработки рассчитывают, умножая коэффициент безопасности К_б на среднюю вынимаемую (или эффективную) мощность рудного тела.

Размеры предохранительной бермы и значения коэффициента безопасности в зависимости от категории охраны приведены в таблице 14.7.

Таблица 14.7

Среднюю вынимаемую мощность рудного тела т принимают в расчетах глубины /-/_б при системах разработки с обрушением налегающих пород и измеряют по нормали к рудному телу, а эффективную мощность т_э принимают при системах разработки с закладкой выработанного пространства и определяют согласно 14.4.12.

21

ГОСТ Р 71182—2023

Стволы и сооружения подъемного комплекса шахты, служащие для подъема — спуска людей и выдачи руды, охраняются на всю глубину разработки без учета безопасной глубины. Ширину бермы принимают равной 20 м.

14.4.12 При отработке пологих пластообразных залежей с применением закладки выработанного пространства в расчетах безопасной глубины подработки и величины сдвижения земной поверхности используют эффективную мощность т_э, м, вычисляемую по формуле

m₃ = (h_{k +} h_H)-(l-B) + B-m, (14.7)

где /7_к — средняя величина сближения кровли с почвой очистной выработки (конвергенция) до возведения закладки, определяемая по результатам наблюдений, м;

/7_Н — средняя неполнота закладки (среднее расстояние от верха закладочного массива до кровли выработки), устанавливаемая по опыту, м;

В — коэффициент усадки закладки под давлением, определяемый по результатам натурных или лабораторных испытаний закладочного материала;

т — нормальная вынимаемая мощность залежи, м.

При отсутствии экспериментальных данных значения коэффициента усадки закладки при глубинах разработки не более 300 м принимают по данным, приведенным в таблице 14.8.

Таблица 14.8

При глубине разработки более 300 м (не более 800 м) коэффициент усадки закладки В для твердеющих материалов составляет от 0,05 до 0,08: для гидравлической закладки из песка 0,25 и из дробленой породы — до 0,45.

14.4.13 При отработке крутопадающих рудных тел камерными, камерно-целиковыми системами, а также горизонтальными слоями с восходящим порядком выемки слоев при полной закладке выработанного пространства твердеющими смесями эффективную мощность т_э, м, вычисляют по формуле

т_э = Вт, (14.8)

где В — коэффициент усадки закладки под давлением, определяемый по результатам натурных или лабораторных испытаний закладочного материала;

т — нормальная вынимаемая мощность залежи, м.

14.4.14 Охрану сооружений оставлением предохранительных целиков предусматривают в тех случаях, когда другие меры не могут гарантировать нормальную эксплуатацию охраняемого объекта или являются по сравнению с оставлением целиков экономически невыгодными.

14.4.15 Следует предусматривать проведение работ по выявлению склонности участков месторождений к горным ударам.

14.4.16 В проектах совместной отработки месторождений подземным и открытым способами специальным разделом предусматривают:

- обоснование значений углов наклона бортов карьера и заоткоски уступов с учетом ослабления прочности массива пород в результате его подработки;

- проведение мероприятий по обеспечению безопасных условий работы в карьере и в подземных выработках;

- применение методики работ по выявлению пустот и определению их местоположения и размеров, а также по наблюдению за деформациями массива горных пород.

22

ГОСТ Р 71182—2023

14.5 Классификация горных выработок

14.5.1 При разработке проектов вскрытия и отработки месторождений горные выработки классифицируют на капитальные, подготовительные, нарезные, разведочные и очистные.

14.5.2 К капитальным горным выработкам относят выработки, проводимые с целью вскрытия месторождения или его части для последующей отработки:

- вертикальные и наклонные стволы (в т. ч. слепые), шурфы, штольни;

- выработки околоствольных дворов;

- комплексы подземного дробления и загрузки скипов;

- капитальные рудоспуски и породоспуски, необходимые для перепуска руды и породы на концентрационные откаточные горизонты;

- лифтовые восстающие;

- квершлаги, уклоны и бремсберги, вскрывающие месторождение или отдельные рудные тела;

- наклонные съезды, проходимые с поверхности, а также соединяющие откаточные горизонты;

- главные полевые штреки, служащие в течение всего срока отработки горизонта;

- засечки ортов с главных откаточных штреков не более 10 м, считая от математического центра стрелочного перевода на сопряжении;

- камеры производственного, хозяйственного и бытового назначения;

- вентиляционные, закладочные, дренажные и водоотливные выработки общерудничного значения;

- скважины общерудничного значения (вентиляционные, дегазационные, дренажные, водоотливные, кабельные, лесоспускные);

- выработки для нужд гражданской обороны (согласно СП 93.13330);

- работы по увеличению сечений капитальных горных выработок при реконструкции рудников с целью увеличения производительности предприятий.

14.5.3 К горноподготовительным выработкам следует относить выработки, проходимые для подготовки к добыче вскрытой части месторождения: откаточные штреки висячего бока, откаточные орты, штреки и орты промежуточного горизонта, вентиляционные, ходовые и материальные восстающие, квершлаги, проходимые для подсечения параллельных рудных тел, наклонные съезды на подэтажи, проходимые с капитального наклонного съезда, скважины участкового значения.

14.5.4 К подготовительным относят также участковые выработки производственно-хозяйственного назначения (камеры ожидания, кладовые и пр.), участковые вентиляционные коллекторы, скважины участкового значения (вентиляционные, дегазационные, дренажные, водоотливные, кабельные, лесоспускные), закладочные скважины в очистном блоке.

14.5.5 К нарезным выработкам следует относить выработки, необходимые для разделения рудного массива блока на выемочные элементы (подэтажи, слои) и для производства очистной выемки, доставочные и буровые штреки и орты, отрезные и буровые восстающие, рудоспуски, породоспуски, подсечные выработки, выпускные дучки, сбойки, закладочные выработки и выработки, предназначенные для принудительного обрушения вмещающих пород.

14.5.6 К разведочным относят выработки и скважины, необходимые для разведки отдельных залежей или участков месторождения, подлежащих первоочередной разработке.

14.5.7 Для целей эксплуатации предусматривают максимальное использование разведочных выработок.

14.6 Вскрытие месторождений

14.6.1 При горном рельефе поверхности и соответствующем положении рудных тел месторождения вскрывают штольнями.

14.6.2 При равнинном рельефе поверхности и большой глубине залегания вскрывают месторождения вертикальными стволами.

14.6.3 Для месторождений, залегающих на глубине не более 300 м, устанавливают целесообразность вскрытия наклонными выработками с пологим углом заложения (не более 12°), позволяющим применить для их проходки и дальнейшей эксплуатации рудника самоходные машины и механизмы.

14.6.4 При определенных горногеологических и горнотехнических условиях предусматривают проходку наклонных выработок с горизонта штольни или из карьера для вскрытия и отработки глубинных частей месторождения.

14.6.5 При выборе схемы расположения главных вскрывающих выработок исходят из условий обеспечения рационального порядка отработки шахтного поля, широкого фронта очистных работ и эффективного проветривания горных работ.

23

ГОСТ Р 71182—2023

14.6.6 Установленные на основе этих факторов места заложения шахтных стволов уточняют в соответствии с топографией местности, ее застроенности, гидрогеологическими условиями, условиями проведения подъездных путей и рационального использования земель.

14.6.7 При вскрытии рудного (шахтного) поля стволами необходимо предусматривать не менее двух стволов, оборудованных механическими подъемами для подъема (спуска) людей с каждого горизонта и имеющих разное направление вентиляционных струй.

14.6.8 Допускается использовать в качестве запасных выходов восстающие, пройденные выходы между горизонтами, выходящими на рабочий горизонт, которые при разности отметок конечных пунктов более 40 м оборудуют лифтовыми подъемниками.

14.6.9 Вскрытие залежей на рудниках с небольшой производительностью допускается осуществлять одним стволом и наклонным съездом для движения самоходного оборудования.

14.6.10 После выбора мест заложения стволов, по их оси, следует проходить структурные скважины для определения физико-механических свойств пород, гидрогеологических условий и тектоники массива.

14.6.11 При вскрытии штольнями следует руководствоваться положениями, установленными в таблице 14.9.

14.6.12 Вскрытие месторождения (или его части), расположенного под нижней вскрывающей штольней, следует проводить двумя стволами, оборудованными механическими подъемами.

14.6.13 Оба ствола должны обеспечивать подъем людей с каждого горизонта на поверхность. В случае затруднения или невозможности проходки одного из стволов непосредственно на поверхность он может быть пройден до вскрывающей штольни.

14.6.14 В труднодоступных горных условиях допускается проходка двух слепых стволов. При этом они должны выходить на две разные штольни.

14.6.15 Вскрытие залежи горизонтального залегания штольнями следует предусматривать проходкой не менее двух парных сближенных выработок с их сбойкой между собой в интервале от 250 до 350 м или с проходкой штольни и ствола, оборудованного механическим подъемом и выходом на поверхность.

14.6.16 Минимальное количество выходов в зависимости от расстояния между горизонтами и протяженности рудного тела приведено в таблице 14.9.

Таблица 14.9

14.6.17 Проектирование вскрытия месторождений наклонными конвейерными стволами, пройденными с поверхности, следует осуществлять при глубине ведения горных работ, допускающей выдачу горной массы одним конвейерным ставом (без устройства перегрузочных пунктов) и в тех случаях, когда конвейер может заменить электровозную откатку, скиповой подъем, а также транспорт руды от ствола до обогатительной фабрики.

14.6.18 Расположение стволов должно обеспечивать их существование до предельной глубины разработки месторождения без оставления охранных целиков.

14.6.19 Шаг вскрытия определяют исходя из расчета, что капитальные вложения в строительство горного предприятия с продолжительным сроком существования рудника должны обеспечивать его работу с проектной производительностью в течение 8—15 лет, но не менее времени, необходимого для проектирования и проходки вскрывающих выработок, обеспечивающих пополнение выбывающих мощностей.

24

ГОСТ Р 71182—2023

14.6.20 При проектировании учитывают тенденцию увеличения высоты этажа путем сравнения вариантов горнокапитальных, горноподготовительных и очистных работ в зависимости от угла падения рудного тела. При этом следует учитывать вероятность снижения производительности труда в связи с увеличением трудоемкости доставки персонала, материалов и оборудования в очистные забои.

14.6.21 При высоте этажа свыше 70 м предусматривают один лифтовой подъемник на группу блоков общей протяженностью не более 500 м.

На таком же расстоянии друг от друга следует проходить восстающие, оборудованные лебедками для подъема на подэтажи материалов и оборудования.

14.6.22 Рациональные границы открыто-подземных горных работ определяют по оценке прибыли на 1 т погашаемых запасов, а высоту уступа открыто-подземного яруса устанавливают исходя из обеспечения устойчивости выработанного пространства и условий эффективного осуществления технологических процессов по отбойке руды и ее выпуску на подземные горизонты.

14.6.23 Схема вскрытия, параметры и места заложения вскрывающих выработок должны приниматься с учетом целесообразности их многоцелевого использования на осваиваемом месторождении как при подземном, так и комбинированном способе разработки.

14.7 Капитальные горные выработки

14.7.1 Общие положения

14.7.1.1 Выбор формы и размеров поперечных сечений выработок, а также конструкций крепи необходимо осуществлять согласно типовым сечениям выработок.

14.7.1.2 Если типовые сечения не могут быть полностью применены, то их следует использовать в качестве основы при определении и расчете размеров и конструкции крепи выработок для конкретных горногеологических и горнотехнических условий проходки.

14.7.1.3 Сечения выработок должны обеспечивать размещение в них оборудования и коммуникаций на период эксплуатации с соблюдением требуемых зазоров и проходов, проходческого оборудования, обеспечивающего заданные темпы проходки, а также пропуск необходимого количества воздуха с допустимой скоростью движения.

14.7.1.4 На удароопасных месторождениях с наличием в массиве больших напряжений горные выработки необходимо, как правило, ориентировать в направлении действия наибольших горизонтальных напряжений в исходном поле.

14.7.1.5 Параметры шахтных дорог выработок (продольные и поперечные уклоны, радиусы закругления), предназначенных для движения самоходного оборудования, а также типы покрытия и конструкцию дорожных одежд выбирают, руководствуясь требованиями норм [17] с учетом горно-геологических и гидрогеологических условий, типа применяемых машин и интенсивности их движения.

14.7.1.6 Допускается применение жестких (цементно-бетонных или асфальтобетонных) покрытий дорог в основных транспортных выработках, в околоствольных дворах, на сопряжениях уклонов и наклонных съездов с горизонтальными выработками, в подземных гаражах, пунктах заправки горюче-смазочными материалами, ремонтных пунктах, камерах погрузки и разгрузки руды у капитальных рудоспусков.

14.7.1.7 Для устройства бетонных дорог следует применять бетон класса прочности на сжатие не ниже В10 по ГОСТ 26633, а для улучшения качества покрытия следует предусматривать уплотнение бетонной смеси вибраторами.

Толщина бетонного покрытия определяется расчетом и не должна превышать 300 мм. Если расчетная толщина превышает 300 мм, следует применять бетон более высокого класса прочности на сжатие.

14.7.1.8 На поворотах необходимо увеличивать ширину выработки на величину выбега, определяемую путем вычитания из разности внешнего и внутреннего радиусов поворота машины ее ширины.

14.7.2 Шахтные стволы

14.7.2.1 Объемно-планировочные и конструктивные решения вертикальных шахтных стволов принимают в соответствии с указаниями СП 91.13330.

14.7.2.2 Сечения вертикальных стволов, как правило, принимают круглыми.

14.7.2.3 Размеры поперечного сечения стволов определяют исходя из типа, количества и внешних размеров подъемных сосудов.

14.7.2.4 Сечения стволов должны соответствовать требованиям для пропуска необходимого количества воздуха с допускаемой правилами безопасности скоростью движения воздушной струи.

14.7.2.5 При определении скорости движения воздушной струи сечение ствола в свету принимают за вычетом площадей, занимаемых трубопроводами, армировкой и лестничным отделением.

25

ГОСТ Р 71182—2023

14.7.2.6 В скиповых, скипо-клетевых и клетевых стволах шахт, как правило, применяют армирование стволов с рамной конструкцией расстрелов.

14.7.2.7 Как правило, применяют боковое двухстороннее расположение проводников относительно подъемных сосудов.

14.7.2.8 На сопряжениях стволов шахт с околоствольными дворами предусматривают станки сопряжения, которые увязывают с армировкой ствола.

14.7.2.9 При креплении вертикальных стволов шахт круглого сечения монолитным бетоном или железобетоном опорные венцы следует предусматривать только в слабых породах.

14.7.2.10 Возведение опорных венцов в устьях стволов и в зумпфах при возможной последующей углубке стволов является обязательным.

14.7.2.11 Расчет крепи устьев стволов проводят на предмет воздействия вертикальных и горизонтальных нагрузок с учетом влияния фундаментов и крена устья от действия копра согласно СП 91.13330.2012 (приложение А).

14.7.2.12 Крепь устья ствола проектируют из монолитного бетона или железобетона.

Временный воротник на период проходки предусматривают из бетона класса прочности на сжатие не ниже В12,5 по ГОСТ 26633.

14.7.2.13 В устьях главных выданных стволов с исходящей струей, а также в устьях воздухоподающих вентиляционных стволов предусматривают проемы для примыкания вентиляционных каналов. Верх проема для вентиляционного канала размещают на глубине не менее 4 м от поверхности.

14.7.2.14 Габаритные размеры сопряжений шахтных стволов определяют из условия размещения подвижного состава, фундаментов и оборудования обмена вагонеток, трубных коммуникаций и свободных проходов с обеих сторон шириной не менее 1 м.

14.7.2.15 Сопряжения стволов с околоствольными дворами следует проводить на длину не более 10 м, а при применении технологического оборудования для последующего механизированного проведения выработок околоствольного двора — на длину не менее 15 м, определяемую из условий размещения оборудования обмена вагонеток в клетях и проходческого оборудования.

14.7.2.16 Глубину зумпфа вертикального ствола, оборудованного грузолюдским одноканатным подъемом, определяют исходя из условия возможного перепуска клетей, размещения посадочного устройства, рамы натяжения тормозных канатов и обслуживающего полка, а также из организации зумпфового водоотлива и чистки зумпфа.

Примечание — Полок представляет собой подвесную передвижную платформу для производства работ в вертикальной горной выработке.

14.7.2.17 Глубину части зумпфа для организации зумпфового водоотлива принимают не менее 2 м до металлоконструкций полков.

14.7.2.18 Расчет армировки и разработку проектной документации армировки шахтных стволов следует проводить в соответствии с пособием [18].

14.7.2.19 Конструкция ограждения лестничного отделения в стволе должна обеспечивать возможность эвакуации людей из клетей, зависших в аварийных случаях в стволе.

14.7.2.20 Для изготовления расстрелов жесткой армировки наряду с использованием проката следует ориентироваться на применение коробчатых расстрелов.

14.7.2.21 В целях снижения металлоемкости армировки и уменьшения трудоемкости ее возведения в проектах следует ориентироваться на увеличенный шаг армировки не более 5,5 м.

14.7.2.22 С целью повышения степени заводской готовности элементов армировки вертикальных стволов лестничные полки следует предусматривать сварной конструкции и закрывать в стволах с помощью штанг.

14.7.2.23 Наряду с заделкой расстрелов армировки в лунки крепи допускается использование штангового крепления, обоснованного расчетом.

14.7.2.24 Антикоррозионную защиту металлоконструкций армировки следует проектировать на основании технического задания на проектирование в соответствии с ГОСТ 9.602, СП 28.13330.

14.7.2.25 В вентиляционных и вспомогательных стволах с количеством сопряжений не более двух допускается применять канатную армировку с сооружением, в случае необходимости, лестничного отделения блочной конструкции, закрепляемого в стволе с помощью штанг.

14.7.3 Горизонтальные, вертикальные и камерные выработки

14.7.3.1 При выборе сечений капитальных горных выработок следует максимально использовать действующие типовые сечения или на их основе проводить подбор (уточнение) размеров выработки в зависимости от применяемого в выработке технологического оборудования.

При этом должно быть обеспечено минимальное количество типоразмеров сечений.

26

ГОСТ Р 71182—2023

14.7.3.2 Для крепления выработок в зависимости от горногеологических условий применяют следующие крепи:

- монолитный бетон и железобетон;

- металлическая арочная крепь;

- торкрет- или набрызгбетонная крепь в сочетании с сеткой и штангами или самостоятельно;

- анкерная крепь.

В монолитных устойчивых породах допускается проходить выработки без крепи.

14.7.3.3 Сечения и размеры восстающих, рудоспусков и породоспусков определяют в зависимости от назначения и способа их проходки.

При этом восстающие (вентиляционно-ходовые, закладочные), рудоспуски, породоспуски следует преимущественно проектировать, как правило, круглого сечения диаметром 1,8 м, а при технологической необходимости — большего диаметра.

При технологической необходимости вертикальные выработки допустимо проектировать прямоугольного сечения.

При устройстве капитальных рудоспусков (породоспусков) между горизонтами, при необходимости, предусматривают оборудование контрольных ходков.

Поперечные размеры рудоспусков (породоспусков) должны быть не менее трехкратного размера наибольшего куска руды или породы с целью предупреждения зависания горной массы в них.

14.7.3.4 В зависимости от горногеологических условий расчета устойчивости, формы и типа армирования крепь следует предусматривать из бетона, набрызгбетона или из набрызгбетона в сочетании со штангами.

В крепких устойчивых горных породах восстающие, рудоспуски, породоспуски допустимо проходить без крепления.

14.7.3.5 Лифтовые восстающие принимают прямоугольного сечения в случае использования при их сооружении комплексов для проходки вертикальных восстающих или круглого сечения в случае применения способа расширения предварительно пробуренного восстающего.

14.7.3.6 Крепление металлоконструкций лестничных полков и расстрелов подъемного отделения лифта и противовеса проводят с помощью штанг длиной от 1,2 до 1,5 м.

14.7.3.7 Конструкция ограждения лестничного отделения должна обеспечивать свободный выход из лифта в случае его вынужденной остановки на протяжении всего восстающего.

14.7.3.8 Проектирование машинной камеры лифтовой установки посадочных площадок и камеры натяжных устройств проводят в соответствии с действующими заводскими инструкциями по монтажу и эксплуатации лифтовых восстающих.

14.7.3.9 Машинная камера должна иметь два независимых входа со стороны восстающего и отдельного ходка, оборудованного противопожарной дверью.

14.7.3.10 Расчет крепи восстающих требуется проводить как для вертикальных стволов в соответствии с СП 91.13330.

14.7.3.11 При раздельной выдаче двух и более сортов полезного ископаемого необходимо рассматривать экономичность варианта их выдачи по раздельным рудоспускам с созданием емкостей для каждого сорта.

При наличии в забое двух и более сортов полезного ископаемого необходимо предусматривать призабойную сортировку с раздельной выдачей руды по сортам, например по раздельным рудоспускам.

14.7.3.12 Для регулирования потока руды (породы) при ступенчатых рудоспусках (породоспусках) в местах их примыкания к разгрузочным камерам на промежуточных горизонтах предусматривают пластинчатые или вибрационные питатели, секторные или пальцевые затворы.

14.7.3.13 Необходимость подземного дробления руды определяют в зависимости от физико-механических свойств руды и способа выдачи ее на поверхность.

14.7.3.14 Размер выпускных отверстий бункеров при наличии подземного дробления принимают не менее 800 х 1000 мм. В остальных случаях не менее удвоенных размеров кусков руды.

14.7.3.15 Камеры главных незаглубленных и заглубленных водоотливных установок проектируют с двумя выходами (ходками), расположенными в противоположных концах камеры, независимо от того, размещена камера главной водоотливной установки совместно с электроподстанцией или отдельно.

В ходках главных водоотливных установок, примыкающих к горизонтальным выработкам, и в ходке, примыкающем к камере электроподстанции, требуется предусматривать герметические водонепроницаемые и решетчатые несгораемые двери, открывающиеся наружу.

27

ГОСТ Р 71182—2023

14.7.3.16 Свод водосборника располагают ниже уровня или на уровне наиболее низкой отметки головок рельсов околоствольного двора.

14.7.3.17 Камерные выработки следует объединять по назначению в блоки служебных камер.

14.7.3.18 При проектировании капитальных выработок следует использовать пройденные геологоразведочные выработки с определением необходимых объемов работ по их реконструкции при наличии отчетов по обследованию выработок и их приведению в безопасное состояние.

14.7.3.19 Габаритные размеры заездов, ходов в камерные выработки следует определять из условия обеспечения нормальной эксплуатации этих камер и размещения транспортного, в т. ч. самоходного, оборудования во время их проходки.

14.7.3.20 Шпалы для устройства рельсового пути применяют деревянные.

Применение железобетонных шпал необходимо обосновывать. Допускается использование иных способов укладки путей при соответствующем технико-экономическом обосновании.

14.7.3.21 Расположение служебных камерных выработок определяют в соответствии с их назначением и удобством выполнения технологических операций.

14.7.4 Организация сооружения горных выработок

14.7.4.1 При проходке стволов в обычных условиях в зонах сильно нарушенных пород следует предусматривать цементацию пород для их укрепления и снижения нагрузок на крепь ствола.

14.7.4.2 При организации работ по проходке стволов необходимо использовать здания и сооружения, используемые в дальнейшем при отработке месторождения.

14.7.4.3 Перекачные станции водоотлива при проходке стволов, как правило, устраивают в рассечках сопряжений стволов с околоствольными дворами.

14.7.4.4 Пристволовые камеры проектируют из условия их проходки при сооружении ствола.

14.7.4.5 Для обеспечения проходческих работ бетоном, щебнем в непосредственной близости от места концентрации работ для снижения загрузки стволов и участка внутришахтного транспорта рекомендуется предусматривать специальные скважины, оборудованные на поверхности и горизонтах необходимыми устройствами загрузки и разгрузки, средствами связи.

14.7.4.6 При использовании для крепления выработок торкрет или набрызгбетона, тампонажных растворов в проектах необходимо предусматривать узлы их приготовления, а также транспортные и перегрузочные средства.

14.7.4.7 При проходке камерных выработок, околоствольных дворов и выработок со сложной компоновкой используют самоходные буровые и погрузочно-доставочные машины с пневматическим, дизельным или электрическим приводами, включая аккумуляторную технику.

14.7.4.8 Постоянные рельсовые пути в выработках следует устраивать, как правило, одновременно с возведением постоянной крепи и устройством водоотливной канавки.

Допускается в период проходки выработки устройство временного пути.

14.7.4.9 При возведении постоянной крепи в слабых и неустойчивых породах допускается оставление временной крепи. В этом случае постоянную крепь следует проектировать с учетом оставления временной крепи и учитывать в прочностных расчетах.

14.7.4.10 Проходческие забои должны быть обеспечены необходимыми видами энергии, вентиляцией, освещением, водоотливом, средствами механизации бурения, уборки породы, обмена вагонеток в призабойной части, подъемно-транспортным оборудованием, сигнализацией и связью, средствами пы-леподавления и пожаротушения, а также средствами механизации выполнения вспомогательных работ.

14.8 Порядок отработки шахтного поля

14.8.1 Разработка месторождения может вестись одним или несколькими шахтами (рудниками) как административными единицами.

В случае разработки месторождения одной шахтой границами шахтного поля является горный отвод.

В случае разработки месторождения двумя шахтами и более для каждой шахты определяют границы шахтного поля в пределах горного отвода.

14.8.2 При проектировании строительства, реконструкции и расширения рудника определяют размеры, границы и другие основные параметры горного и земельного отводов.

14.8.3 Порядок оформления горного отвода и связанные с ним состав и объем проектных работ определяют в соответствии с требованиями [19].

14.8.4 Границы рудных полей рудников определяют проектом вновь строящегося горного предприятия.

28

ГОСТ Р 71182—2023

Для действующего горного предприятия границы могут быть установлены или изменены проектом отработки очередных горизонтов.

Границы рудных полей могут быть установлены по вертикальной, наклонной и горизонтальной поверхностям.

Критериями разделения на рудные поля являются разобщенность залежей и производительность рудника.

14.8.5 Следует различать выемку:

- в направлении от одного фланга рудного поля к другому;

- от середины рудного поля к флангам;

- в направлении от флангов к середине рудного поля.

14.8.6 Выемку направлений от одного фланга рудного поля к другому принимают при расположении главных вскрывающих выработок на флангах шахтного поля.

14.8.7 Направление работ от середины рудного поля к флангам предусматривают:

- для обеспечения более широкого фронта очистных работ и достижения более высокой производительности рудника;

- в условиях повышенного горного давления;

- при расположении воздуховыдающего ствола в центральной части рудного поля, а воздухоподающих стволов — на флангах поля.

14.8.8 Очистные работы в этаже следует проводить в направлении от воздуховыдающего ствола к воздухоподающему — в направлении, противоположном движению общешахтной вентиляционной струи воздуха.

14.8.9 Отработку этажей в шахтном поле предусматривают, как правило, в направлении сверху вниз и с опережением выемки руды на верхнем этаже по отношению к нижнему.

14.8.10 Отработку этажей в направлении снизу вверх принимают при групповом вскрытии этажей с организацией концентрационных горизонтов.

14.8.11 При большой протяженности оруденения по глубине и ограниченных площадях залегания рассматривают целесообразность многокаскадного вскрытия и отработки месторождений.

14.9 Подготовительные и нарезные работы

14.9.1 К подготовительным выработкам следует относить выработки, проходимые для подготовки к добыче вскрытой части месторождения: откаточные штреки висячего бока, откаточные орты, штреки и орты промежуточного горизонта, вентиляционные, ходовые и материальные восстающие, квершлаги, проходимые для подсечения параллельных рудных тел, наклонные съезды на подэтажи, проходимые с капитального наклонного съезда, скважины участкового значения (вентиляционные, дегазационные, дренажные, водоотливные, кабельные, лесоспускные).

Главные сборочно-вентиляционные штреки, проходимые по условиям вентиляции в полном объеме до пуска горизонта в эксплуатацию, относят к капитальным; при проходке участками в границах действующих блоков (по мере продвижения очистных работ) — к подготовительным выработкам.

14.9.2 К нарезным выработкам следует относить выработки, необходимые для производства очистной выемки, доставочные и буровые штреки и орты, отрезные, буровые восстающие и рудоспуски, подсечные выработки, выпускные дучки, сбойки, закладочные выработки и выработки, предназначенные для принудительного обрушения вмещающих пород.

14.9.3 При выборе способа подготовки месторождения исходят из горногеологических условий, применяемой системы разработки, условий вентиляции и транспорта.

Когда возможно применение нескольких способов подготовки, установление наиболее оптимального из них производят на основе технико-экономического сравнения с учетом необходимости обеспечения на руднике нормальной радиационной обстановки.

14.9.4 Подготовка месторождения может проводиться полевыми выработками, проходимыми в рудном теле или по вмещающим породам.

14.9.5 Способы подготовки могут быть простыми, состоящими из однотипных основных подготовительных выработок, и комбинированными, сочетающими разнотипные выработки.

14.9.6 Полевые выработки применяют:

- при недостаточной устойчивости руды;

- при необходимости обеспечения минимальных потерь руды в целиках вследствие ее высокой ценности;

- в целях снижения выделения радона и обеспечения нормальных условий для проветривания рабочих забоев;

29

ГОСТ Р 71182—2023

- при отработке месторождений, опасных при высокой температуре воды, поступающей в горные выработки;

- при восстановительных работах.

14.9.7 Форму поперечного сечения горизонтальных подготовительных выработок в зависимости от горногеологических условий принимают сводчатую, трапецеидальную, прямоугольную или круглую (в неустойчивых породах с всесторонним горным давлением).

14.9.8 В крепких, нетрещиноватых, устойчивых породах выработки проходят без крепления (за исключением сопряжений выработок), а при необходимости крепления применяют металлические или железобетонные штанги, металлическое сборное железобетонное, бетонное, деревянное или комбинированное крепление в зависимости от устойчивости пород, срока службы и назначения выработки.

14.9.9 Форму и размеры подготовительных вертикальных и наклонных выработок (восстающих) определяют в зависимости от назначения и способа их проходки.

В целях повышения скорости проходки, безопасности, удобства работ, снижения трудоемкости следует применять механизированные способы проходки восстающих.

Восстающие, предназначенные для целей перепуска руды или породы, вентиляционно-ходовые, закладочные следует проектировать круглого сечения.

При технологической необходимости допустимо проектирование вертикальных выработок прямоугольного сечения.

14.9.10 Размеры сечения выработок в свету определяют в зависимости от типа проходческого и эксплуатационного оборудования с учетом нормативных зазоров и проходов для людей и проверяют по количеству пропускаемого по выработке воздуха, необходимого для проветривания участка, с соблюдением нормативных скоростей воздушной струи согласно правилам [4].

14.9.11 Рудоспуски в одно отделение в крепких устойчивых горных породах проходят без крепления; в неустойчивых горных породах крепят набрызгбетоном, штангами при круглой, а при прямоугольной форме поперечного сечения — деревом.

14.9.12 Восстающие в два отделения и более принимают прямоугольной формы.

14.9.13 Размер меньшей из сторон рудоспускного отделения принимают не менее трехкратного размера наибольших перепускаемых кусков руды или породы.

14.9.14 Материальное отделение должно иметь сечение, достаточное для спуска и подъема, применяемого на очистных работах оборудования и крепежного материала.

14.9.15 В зависимости от технической оснащенности горных предприятий с учетом горногеологических условий применяют следующие способы проходки восстающих выработок: с отбойкой породы шпуровыми зарядами, с отбойкой породы скважинными зарядами; комбинированный метод; проходка восстающих бурением на все сечение.

Для крепления восстающих применяют дерево, металл, бетон, набрызгбетон и металлические штанги.

14.9.16 Для обеспечения, при необходимости, запасных выходов с подэтажных выработок (вспомогательных горизонтов) механическим подъемом предусматривают оборудование восстающих лифтовыми подъемниками, используемыми для доставки персонала и материалов.

14.9.17 Для спуска материалов на подэтажи (слои) очистного блока в них оборудуют восстающие с установкой на верхнем горизонте пневматической или электрической лебедки и системы блоков (шкивов).

14.9.18 Персонал спускается на подэтажи (слои) блока по вентиляционно-ходовым восстающим, обеспечивающим блоки запасными выходами и вентиляцией.

14.9.19 Выбор формы сечения и вида крепления нарезных выработок проводят по таким же критериям, как и для подготовительных выработок.

14.9.20 Удельный объем подготовительных и нарезных работ определяют как отношение объема подготовительных и нарезных работ в этаже или блоке к количеству извлекаемой руды в этаже или блоке.

14.10 Системы разработки месторождений

14.10.1 Выбор систем разработки производят на основании:

- горногеологических, горнотехнических условий разработки;

- возможности комплексной механизации работ, использования оборудования с дистанционным управлением;

- обеспечения безопасных условий труда и соблюдения требований санитарных норм и правил безопасности;

- опыта применения систем на месторождениях с аналогичными условиями наиболее подходящих вариантов.

30

ГОСТ Р 71182—2023

Сравнение выбранных вариантов систем для последующего применения следует производить на основании их экономической эффективности.

На всех разведываемых, подготавливаемых к отработке и разрабатываемых месторождениях должны быть выполнены работы по выявлению склонности пород к горным ударам, газодинамическим и геодинамическим явлениям.

14.10.2 Камерно-столбовая система разработки месторождений

14.10.2.1 Условия применения камерно-столбовой системы разработки месторождений:

- мощность рудных тел — от 1,5 до 20 м;

- рудные тела горизонтальные, пологопадающие, слабонаклонные и наклонные;

- руды средней и выше средней устойчивости;

- вмещающие породы устойчивые и весьма устойчивые.

14.10.2.2 Высоту этажа для рудных тел с углом падения не более 45° принимают от 25 до 45 м.

14.10.2.3 При горизонтальном залегании, а также при слабонаклонном и наклонном падениях рудного тела в зависимости от расположения камер (по простиранию или падению рудного тела) и применяемого оборудования (переносного или самоходного) длину камер принимают от 30 до 300 м.

14.10.2.4 При отработке следует соблюдать соосность целиков и камер по восстанию.

При невозможности соблюдения соосности целиков и камер между ними должен быть оставлен ленточный целик.

14.10.2.5 Ширину камер принимают на основе результатов исследований и данных практики в зависимости от устойчивости непосредственной кровли.

14.10.2.6 Разработку мощных рудных тел принимают, как правило, без оставления целиков, используя твердеющие смеси для закладки выработанного пространства.

14.10.2.7 В первую очередь извлекают камерные запасы (первичные камеры).

Междукамерные целики (вторичные камеры) извлекают при заложенных камерах.

14.10.2.8 Состав закладочных смесей выбирают из условий, обеспечивающих устойчивость кровли и стенок при отработке смежных камер.

14.10.3 Система разработки подэтажными штреками (ортами)

14.10.3.1 Условия применения системы разработки подэтажными штреками (ортами):

- крутопадающие (свыше 45°) рудные тела любой мощности;

- мощные (свыше 20 м) рудные тела с любым углом падения;

- устойчивые руды и вмещающие породы.

14.10.3.2 Высоту этажа принимают:

- не менее 60 м для крутопадающих рудных тел, увеличивая ее до 100 м при благоприятных условиях залегания рудного тела и устойчивых вмещающих породах;

- в пределах от 40 до 60 м для наклоннопадающих рудных тел, а также крутопадающих рудных тел при значительных колебаниях угла падения.

14.10.3.3 Высоту подэтажа выбирают в зависимости от морфологии рудного тела, типа применяемого бурового оборудования; минимальную высоту подэтажа принимают равной от 10 до 12 м, увеличивая ее в благоприятных горнотехнических условиях до 20 м.

14.10.3.4 Для уменьшения потерь отбитой руды при отработке наклоннопадающих рудных тел следует предусматривать дополнительные рудоприемные выработки в лежачем боку, а также применять направленный отброс руды взрывом в рудоприемные выработки.

14.10.3.5 Доставку руды силой взрыва применяют при отработке мощных и средней мощности рудных тел, как правило, с выдержанными контактами лежачего и висячего боков.

14.10.3.6 Длину камер, при которой руда эффективно доставляется силой взрыва в рудоприемные воронки, принимают согласно таблице 14.10 и уточняют по данным практики.

Таблица 14.10

31

ГОСТ Р 71182—2023

Окончание таблицы 14.10

14.10.4 Этажно-камерная система разработки

14.10.4.1 Этажно-камерная система разработки характеризуется отбойкой руды в камерах зарядами глубоких скважин на всю высоту этажа при максимально возможных камерных запасах.

14.10.4.2 Условия применения этажно-камерной системы разработки:

- крутопадающие (св. 50°) рудные тела средней мощности (от 3 до 20 м);

- мощные (от 20 до 30 м) рудные тела с любым углом падения;

- руды и вмещающие породы устойчивые;

- бедные руды;

- отсутствует необходимость сохранения дневной поверхности.

14.10.4.3 Высоту этажа принимают:

- для крутопадающих рудных тел — не менее 60 м;

- наклоннопадающих рудных тел — в пределах от 30 до 60 м.

При разработке пологопадающих рудных тел высота этажа определена их мощностью.

14.10.4.4 Толщину потолочины при устойчивых рудах принимают от 10 до 12 м, весьма устойчивых — от 8 до 10 м. Для увеличения устойчивости потолочине придают, по возможности, сводообразную форму. При среднеустойчивых рудах толщину потолочины обосновывают геомеханическими расчетами.

14.10.5 Система с магазинированием руды

14.10.5.1 Высоту этажа и длину камер принимают не менее 40 м, ширину междукамерных целиков — не менее 6 м. Наиболее распространенная высота этажа составляет 60 м.

14.10.5.2 Вариант системы с магазинированием руды блоками

Условия применения: крутопадающие рудные тела мощностью от 2 до 2,5 м, позволяющие вести выемку руды блоками без оставления надштрековых и междумагазинных целиков.

14.10.5.3 Вариант системы с магазинированием руды короткими блоками

Условия применения: тонкие и маломощные крутопадающие рудные тела, залегающие в трещиноватых и склонных к вывалам вмещающих породах.

Блок по длине разбивают восстающими через интервал от 5 до 10 м на короткие участки (блоки), каждый из которых отрабатывают самостоятельно сплошным забоем по восстанию.

Опережение выемки в смежных коротких блоках принимают от 4 до 6 м.

14.10.5.4 Вариант системы с магазинированием и отбойкой руды из восстающих

Условия применения: крутопадающие рудные тела мощностью от 2 до 25 м с рудами средней устойчивости и устойчивыми вмещающими породами.

Расстояние между восстающими определено длиной шпуров или скважин.

Отбойку руды скважинами применяют при выдержанных элементах залегания или большой мощности рудного тела.

Допускается отбойка руды панелями без оставления междукамерных целиков.

14.10.5.5 Вариант системы со сплошным (непрерывным) магазинированием руды:

- условия применения — маломощные крутопадающие рудные тела при устойчивых рудах и вмещающих породах:

- отсутствие этажа на блоки;

- длину уступов принимают не менее 5 м;

- линию уступов поддерживают под углом от 25° до 30°;

- высоту уступов принимают в зависимости от средств механизации;

- при разработке бедных руд допустимо оставлять надштрековые целики толщиной от 2 до 3 м (в остальных случаях надштрековые целики не оставляют);

- толщину потолочины в зависимости от мощности рудного тела принимают равной от 3 до 4 м.

32

ГОСТ Р 71182—2023

14.10.5.6 Вариант систем с магазинированием руды слоями

Условия применения: тонкие крутопадающие тела (не более 1,5 м) с невыдержанными элементами залегания и рудами, склонными к слеживанию, залегающие в недостаточно устойчивых вмещающих породах.

Выемку руды предусматривают полосами высотой от 4 до 6 м снизу вверх, с разделением полосы на слои от 1,3 до 1,5 м.

Отбитую руду магазинируют на настиле из накатника, уложенного на прогонах и распорной крепи.

14.10.6 Система разработки с закладкой выработанного пространства

14.10.6.1 Условия применения системы разработки с закладкой выработанного пространства: рудные тела любой мощности, с любым углом падения, руды и вмещающие породы неустойчивые, средней и выше средней устойчивости.

14.10.6.2 Высоту этажа принимают от 40 м, длину камер — до 60 м при скреперной доставке руды, от 60 до 300 м — в случае применения самоходного оборудования. Наиболее распространенная высота этажа составляет 60 м.

14.10.6.3 Для варианта системы разработки горизонтальными слоями с породной закладкой высоту отрабатываемого слоя, параметры блока необходимо принимать в зависимости от типа оборудования с учетом требований норм и правил [4], [5].

14.10.6.4 Вариант системы разработки горизонтальными слоями с закладкой боковыми породами от раздельной выемки

Условия применения:

- мощность рудного тела — от 0,3 до 0,5 м;

- угол падения — св. 30°;

- выдержанное залегание рудного тела;

- четкие контакты руды и вмещающих пород.

Перед отбойкой руды на закладку укладывают плотный настил из досок или инвентарных матов (дощатых, металлических, из старых конвейерных лент), а при особо ценной руде предусматривают торкретирование поверхности закладочного материала.

При выемке в первую очередь отбивают жильную массу, расстояние между шпурами по жиле принимают в пределах от 0,3 до 0,5 м, глубину шпуров — от 1 до 1,5 м.

Расстояние между шпурами по породе принимают в два раза больше, чем при отбойке жильной массы.

14.10.6.5 Вариант системы со слоевой выемкой руды заходками с последующей закладкой выработанного пространства твердеющими смесями характеризуется двумя направлениями очистной выемки — нисходящей и восходящей.

Условия применения: руда и вмещающие породы любой устойчивости, за исключением весьма неустойчивых и плывунов; высокоценные. Работы ведут одним или несколькими забоями.

Восходящую выемку руды в блоке предусматривают горизонтальными слоями при отработке крутопадающих тонких или средней мощности рудных тел с рудой от средней крепости до крепкой при неустойчивых боковых породах с непостоянными элементами залегания, а также наклонными слоями, которые целесообразно применять только при устойчивой руде и невозможно при слабых боковых породах, при геологических нарушениях.

Нисходящую выемку руды слоями принимают при отработке неустойчивых, сильно раздробленных и трещиноватых руд высокой ценности при любой устойчивости вмещающих пород.

14.10.6.6 Параметры блока и расстояние между восстающими принимают в зависимости от до-ставочного и транспортного оборудования (скреперные установки, самоходное оборудование, комбайновая выемка с конвейерным транспортом).

14.10.6.7 Необходимо предусматривать соответствие прочности временных рудных или искусственных целиков, обеспечивающих безопасную работу на откаточном горизонте.

При наклонных слоях доработку блока под потолочиной предусматривают горизонтальными слоями.

14.10.6.8 Перед закладкой выработанного пространства предусматривают полную зачистку почвы заходки (слоя) от просыпей горной массы, включая рудную мелочь, и мусора.

14.10.6.9 Для обеспечения заполнения слоевых выработок твердеющей смесью и, при необходимости, подбучивания закладки под кровлю выработкам придают уклон от закладочного восстающего под углом от 3° до 5°.

14.10.7 Условия применения системы разработки с распорной крепью:

- мощность рудного тела — от 0,5 до 3 м;

- угол падения — св. 30°;

- руды и вмещающие породы — средней устойчивости или неустойчивые.

33

ГОСТ Р 71182—2023

Линию очистных забоев в блоке принимают потолкоуступной формы.

Расстояние между распорками по простиранию принимают в соответствии с таблицей 14.11.

Таблица 14.11

Доставку руды в очистном забое к выпускным люкам принимают при угле падения:

- свыше 55° — под собственным весом по почве забоя;

- от 45° до 55° — под собственным весом по решеткам из досок;

- менее 45° — путем скреперования.

Выпускные люки устанавливают на штреке через интервал от 3 до 6 м по всей длине очистного блока.

После отработки камеры проводят гидрозачистку выработанного пространства.

14.10.8 Система слоевого обрушения

14.10.8.1 Условия применения системы слоевого обрушения: крутопадающие рудные тела мощностью от 3 до 5 м, а также рудные тела мощностью свыше 5 м с любым углом падения при неустойчивых и средней устойчивости ценных рудах, легко разрушающихся при взрывных работах и залегающих в неустойчивых и средней устойчивости вмещающих породах.

Система может быть применена также в крепких и устойчивых вмещающих породах при наличии предохранительной подушки из обрушенной породы или при систематической принудительной посадке налегающих пород.

Систему применяют, если допускается обрушение дневной поверхности.

14.10.8.2 Высоту этажа принимают равной от 30 до 80 м. Меньшая высота этажа допустима при разработке наклоннозалегающих рудных тел.

14.10.8.3 При выемке руды горизонтальными заходками ширину заходок и высоту слоя принимают не более 3 м, длину заходок — не более 20 м.

14.10.8.4 При выемке руды лавами длину лав принимают от 7 до 40 м.

Большую длину лав принимают при условиях, исключающих прорыв мата: достаточное накопление мата над отрабатываемыми слоями и интенсивное продвижение лав, обеспечиваемое оптимальной организацией труда и производительной доставкой руды.

Высоту слоя принимают не более 3 м.

14.10.9 Система подэтажного обрушения

14.10.9.1 Условия применения системы подэтажного обрушения: крутопадающие рудные тела мощностью более 3 м, а также мощностью более 6 м с любым углом падения, неустойчивые и средней устойчивости руды, залегающие в неустойчивых и средней устойчивости вмещающих породах, легко обрушающихся вслед за выемкой руды.

Систему допустимо применять также в устойчивых и крепких рудах и вмещающих породах при условии создания искусственной подушки из обрушенных пород.

Систему применяют, если допускается обрушение дневной поверхности.

14.10.9.2 Систему допускается применять с разделяющими перекрытиями (гибкими, древесными) или без перекрытий.

Вариант с перекрытием применяют при отработке ценных руд.

14.10.9.3 Вариант системы с отбойкой вертикальных (или наклонных) слоев руды зарядами глубоких скважин в зажиме

Условия применения: крутопадающие рудные тела средней мощности, мощные и весьма мощные рудные тела с любым углом падения.

Руды средней и малой устойчивости, а также трещиноватые и слабоустойчивые.

34

ГОСТ Р 71182—2023

Отработку блоков проводят последовательной отбойкой руды слоями в зажиме:

- на обрушенные породы с полным выпуском руды слоями на контакте с обрушенными породами;

- на контакте с ранее обрушенной рудой и дальнейшим выпуском замагазинированной руды с сохранением горизонтального контакта с налегающими породами; перед отбойкой очередного слоя проводят частичный (не более 30 %) выпуск.

Основные параметры:

- высота подэтажа — от 15 до 20 м;

- длина блока — от 40 до 60 м;

- толщина отбиваемых слоев — от 4 до 10 м;

- толщина выпускаемых слоев — от 5 до 15 м;

- угол наклона выпускаемых слоев — св. 70°;

- расстояние между выработками доставки — от 8 до 12 м;

- расстояние между дучками — от 4 до 5 м.

14.10.9.4 Вариант системы со шпуровой отбойкой руды

Условия применения: залежи с рудами малой и ниже средней крепости, не допускающими больших обнажений кровли выработанного пространства.

Применяют, в основном, для отработки целиков и днищ отработанных блоков и отдельных участков месторождений со сложными горнотехническими условиями.

При мощности рудных тел до 10 м панели располагают по простиранию; в более мощных — панели могут быть расположены как по простиранию, так и вкрест простирания.

Основные параметры:

- высота подэтажа — от 5 до 7 м;

- ширина панелей — от 5 до 8 м.

14.10.9.5 Вариант системы с послойной отбойкой и торцовым выпуском руды

Условия применения: крутопадающие рудные тела мощностью св. 5 м и пологозалегающие рудные тела мощностью более Юме устойчивыми рудами средней ценности.

Основные параметры:

- длина блока — от 50 до 60 м;

- ширина, равная мощности рудного тела или от 15 до 20 м при мощных и пологопадающих залежах;

- высота подэтажа — не более 30 м;

- расстояние между выработками от 5 до 6 м при высоте подэтажа 15 м и от 8 до 10 м при высоте подэтажа от 15 до 30 м.

Толщину отбиваемого слоя руды при ее выпуске Т_о, м, вычисляют по следующим формулам:

- без оставления потолочины

Т_о= [(0,16Ю,18)Н]/К_р , (14.9)

- при оставлении потолочины:

Т_о= [(0,18-0,20 )Н]/К (14.10)

где Н — высота слоя, м;

К_р — коэффициент разрыхления, принимаемый в зависимости от горногеологических условий, но не менее 1,2.

Угол наклона слоя руды — от 75° до 90°.

Значение отставания погашения временной потолочины (козырька) /_к, м, вычисляют по формуле

'к= Wp-¹), (14.11)

где Т_о — толщина отбиваемого слоя руды, м;

/<_р — коэффициент разрыхления, принимаемый в зависимости от горногеологических условий, но не менее 1,2.

Отбойку руды проводят слоями с помощью скважин диаметром от 50 до 100 мм с короткозамедленным взрыванием рядов скважин и скважин в рядах.

Послойный выпуск руды осуществляют с применением самоходного оборудования или специальными питателями, работающими под завалом руды.

При торцевом выпуске руды следует предусматривать проведение специальных вентиляционных выработок и применение средств пылеподавления.

35

ГОСТ Р 71182—2023

14.11 Условия применения самоходного оборудования на очистных и подготовительных работах

14.11.1 Состав комплексов самоходного бурового, погрузочно-доставочного и вспомогательного оборудования принимают с учетом размеров очистного забоя, кусковатости и физико-механических свойств руды, расстояния доставки и возможной по горнотехническим условиям производительности выемочных единиц (камер, блоков, слоев, столбов, панелей).

14.11.2 Машины, входящие в состав комплекса, должны соответствовать друг другу по габаритам и производительности.

14.11.3 В составе комплексов предусматривают машины как для основных, так и для вспомогательных работ.

14.11.4 При камерно-столбовой системе разработки применяют следующее оборудование для погрузки и доставки руды в зависимости от выемочной мощности:

- не более 3 м — малогабаритные самоходные погрузочно-доставочные машины;

- от 3 до 5,5 м — самоходные погрузочно-доставочные машины средней грузоподъемностью;

- свыше 5,5 м — погрузочно-доставочные машины большой грузоподъемностью.

14.11.5 При использовании систем разработки подэтажными штреками и этажно-камерных систем сечение погрузочных заездов и расстояние между ними принимают в зависимости от высоты этажа, физико-механических свойств руды и типа погрузочно-доставочной машины с различной грузоподъемностью.

14.11.6 При использовании систем подэтажного обрушения сечения буро-доставочных подэтажных выработок и расстояние между ними принимают в зависимости от физико-механических свойств руды и типа применяемого бурового и погрузочно-доставочного оборудования.

При этом они не должны отличаться от приведенных ниже условий:

- высота подэтажа — от 8 до 15 м;

- расположение штреков — в шахматном порядке;

- расстояние между подэтажными штреками — от 10 до 12 м;

- ширина целика между штреками — от 6 до 7 м;

- ширина штреков — до 5 м;

- высота штреков — до 3,5 м;

- линии наименьших сопротивлений скважин (диаметром не более 70 мм) — от 1,5 до 2,5 м.

14.11.7 При использовании систем разработки горизонтальными слоями с закладкой ширину забоя принимают в зависимости от физико-механических свойств руды, мощности рудного тела и типа применяемого оборудования.

14.11.8 Высота выемочного слоя должна соответствовать параметрам применяемого оборудования и требованиям правил [4] (должна быть не более 3,5 м с использованием кровлеоборочного инструмента и более 3,5 м с помощью специального механизированного оборудования или с использованием ВМ).

Прочность закладочного массива должна быть достаточной и определяться регламентом технологического производственного процесса по ведению закладочных работ согласно правилам [4].

14.11.9 К подэтажным выработкам и выемочным слоям предусматривают проходку наклонных съездов.

Угол наклона вспомогательных съездов принимают в пределах от 12° до 14°, а при транспортировании по ним руды — от 8° до 10°.

14.11.10 Длину доставки принимают с учетом производительности блока и типа погрузочно-доста-вочных машин согласно таблице 14.12.

Для электрических машин с кабельным подключением длина доставки ограничивается, в т. ч. допустимым расстоянием подключения.

Таблица 14.12

36

ГОСТ Р 71182—2023

14.11.11 Гранулометрический состав отбитой руды должен соответствовать параметрам и мощности погрузочно-доставочной машины.

Кондиционный кусок отбитой руды не должен превышать следующих размеров при вместимости ковша:

- от 1 до 1,5 м³ — от 250 до 400 мм;

- от 2 до 3 м³ — от 400 до 500 мм.

14.11.12 Погрузочно-доставочные машины должны быть обеспечены отбитой рудой не менее чем на смену работы.

14.11.13 Проходку нарезных и подготовительных выработок предусматривают, как правило, оборудованием, используемым на очистных работах.

14.12 Потери и разубоживание руды

14.12.1 Оптимальное значение потерь и разубоживание при проектировании разработки новых месторождений следует определять расчетами по различным видам систем разработки, по критериям суммарного снижения ущерба (последствий) от потерь на основании действующих методик.

14.12.2 На стадии технико-экономических обоснований допускается принимать потери и разубоживание руды ориентировочно на основе сопоставления с фактическими или проектными показателями разработки месторождений со сходными горно-геологическими и горнотехническими условиями.

14.13 Буровзрывные работы

14.13.1 Способ бурения шпуров и скважин, а также вид и тип бурового оборудования выбирают исходя из параметров отбойки и физико-механических свойств массива, руководствуясь данными, приведенными в таблице 14.13.

Таблица 14.13

14.13.2 Производительность ручных и телескопных перфораторов за семичасовую смену при бурении шпуров коронками 43 мм, армированными твердыми сплавами — при давлении сжатого воздуха 0,6 МПа и глубине 1,5 м принимают по таблице 14.14.

14.13.3 При отклонении от вышеуказанных условий производительность перфоратора определяют с применением коэффициентов в зависимости:

- от давления сжатого воздуха по таблице 14.15;

- диаметра шпура по таблице 14.16;

- глубины шпура по таблице 14.17.

14.13.4 Эксплуатационную производительность телескопных перфораторов за семичасовую смену при глубине скважин не более 12 м и при давлении сжатого воздуха 0,6 МПа в зависимости от диаметра и крепости пород принимают по данным, приведенным в таблице 14.18.

14.13.5 Производительность колонковых перфораторов при глубине скважин не более 15 м, при диаметре 85 мм и давлении сжатого воздуха 0,6 МПа в зависимости от коэффициента крепости пород принимают по таблице 14.19.

37

ГОСТ Р 71182—2023

Таблица 14.14

Таблица 14.15 — Поправочные коэффициенты изменения производительности бурового оборудования в зависимости от давления сжатого воздуха

Таблица 14.16 — Поправочные коэффициенты изменения производительности перфораторов в зависимости от диаметра шпуров

Таблица 14.17 — Поправочные коэффициенты изменения производительности перфораторов в зависимости от глубины шпуров

Таблица 14.18 — Эксплуатационная производительность телескопных перфораторов при бурении скважин, м

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

38

ГОСТ Р 71182—2023

Таблица 14.19 — Эксплуатационная производительность колонковых перфораторов при бурении скважин

14.13.6 При отклонении от вышеуказанных условий производительность перфораторов определяют с применением коэффициентов в зависимости:

- от давления сжатого воздуха по таблице 14.15;

- диаметра скважины по таблице 14.20;

- глубины скважины по таблице 14.21.

Таблица 14.20 — Поправочные коэффициенты изменения производительности колонковых перфораторов в зависимости от диаметра скважин

Таблица 14.21 — Поправочные коэффициенты изменения производительности колонковых перфораторов в зависимости от глубины скважин

14.13.7 Производительность станков ударно-вращательного бурения (с погружными пневмоударниками) при угле наклона скважин к горизонтали от (0 до ±45)°, и при давлении сжатого воздуха в забое 0,6 МПа в зависимости от коэффициента крепости пород принимают по данным, приведенным в таблице 14.22.

14.13.8 При угле наклона скважины к горизонтали от 45° до 90° и от минус 45° до минус 90° принимают коэффициент 0,8.

14.13.9 При давлении, отличающемся от вышеуказанного, коэффициент выбирают по данным, приведенным в таблице 14.15.

Таблица 14.22 — Эксплуатационная производительность буровых станков ударно-вращательного бурения

39

ГОСТ Р 71182—2023

14.13.10 Эксплуатационную производительность самоходных бурильных установок для бурения шпура, а также буровых станков шарошечного и вращательно-ударного бурения устанавливают исходя из технической производительности оборудования и времени «чистого» бурения в течение смены.

14.13.11 Количество работников для обслуживания перфораторов определяют следующим образом:

- при работе с ручными перфораторами — один человек;

- работе с телескопными и колонковыми перфораторами — один человек на один-два перфоратора.

14.13.12 Количество работников для обслуживания самоходных бурильных установок — один человек.

14.13.13 Количество работников, обслуживающих буровые станки, принимают из расчета на один станок:

- при вращательно-ударном и ударно-вращательном бурении — один человек;

- при шарошечном бурении — один человек.

14.13.14 Расход коронок диаметром 75, 105, 125, 160, 36—42 мм, армированных твердым сплавом, определен в таблице 14.23.

Таблица 14.23 — Расход буровых коронок на 1000 м скважин (шпуров)

Примечание — При бурении в весьма абразивных рудах количество заточек уменьшают до 3 вместо 5 принятых при расчете, а расход коронок при этом увеличивают на 25 %.

14.13.15 Расходы буровой стали марки 55С-2 по ГОСТ 14959 при перфораторном бурении определяют по таблице 14.24, а износостойкость штанг и погружных пневмоударников при бурении скважин устанавливают соответственно по таблицам 14.25 и 14.26.

Таблица 14.24 — Расход буровой стали на 1000 м шпуров (скважин)

Таблица 14.25 — Стойкость буровых штанг

40

Окончание таблицы 14.25

ГОСТ Р 71182—2023

Таблица 14.26 — Износостойкость погружных пневмоударников

14.13.16 Для ремонта инструментов, используемых для буровых работ, выделяют специальный участок рудника.

14.13.17 Тип ВВ для взрывания шпуров и скважинных зарядов выбирают в зависимости от физико-механических свойств горных пород, газового режима рудников и гидрогеологических условий отработки (проходки) в соответствии с нормативами, выбираемыми по перечню [20].

14.13.18 ВВ транспортируют специальным самоходным или рельсовым транспортом, оборудованным в соответствии с нормами и правилами [5].

ВВ допускается доставлять россыпью в бункерах транспортно-зарядных машин или и в специальных контейнерах, а также в заводской таре специальными прицепными или самоходными платформами.

При разовом объеме заряжания ВВ, превышающем объем бункера транспортно-зарядной машины, применяют специальные транспортные машины или прицепные платформы.

При использовании для взрывных работ гранулированных ВВ на основе аммиачной селитры их доставку с поверхности на рабочие горизонты можно проводить по трубопроводам.

14.13.19 Средства инициирования по безрельсовым выработкам следует транспортировать в специально оборудованных отсеках транспортно-зарядных или транспортных машин.

14.13.20 Для хранения, профилактического обслуживания и ремонта зарядных машин следует предусматривать специальные камеры (гаражи), обеспеченные освещением, вентиляцией, сжатым воздухом, электроэнергией и оборудованные подъемными механизмами, стеллажами для хранения зарядчиков, шлангов, насадок и инструмента.

14.13.21 Удельный расход ВВ на 1 м³ горной массы в массиве в проходческих забоях с одной обнаженной плоскостью определяют по таблице 14.27.

14.13.22 Удельный расход ВВ в проходческих забоях с двумя и тремя плоскостями обнажения определяют по таблице 14.27 с коэффициентами 0,85 и 0,65 соответственно.

Следует вводить поправочный коэффициент, равный отношению работоспособности гранулита и работоспособности применяемого ВВ для детонита-М, скального аммонита — 1 и скального аммони-та-3 — 0,9, для гранулита А-4 — 1,05, для нафталита — 1,25 и т. п.

Для действующих предприятий с учетом их опыта работы и горнотехнических условий удельный расход ВВ может быть уточнен.

Таблица 14.27

41

ГОСТ Р 71182—2023

Окончание таблицы 14.27

14.13.23 Удельный расход ВВ в очистных забоях определяют по таблице 14.28.

Таблица 14.28

42

Окончание таблицы 14.28

ГОСТ Р 71182—2023

14.13.24 Удельный расход ВВ на вторичное дробление определяют по таблице 14.29.

Таблица 14.29

43

ГОСТ Р 71182—2023

14.13.25 Количество ВВ на 1 м скважины принимают по таблице 14.30.

Таблица 14.30

14.13.26 Относительную длину заряда в скважине определяют в зависимости от ее глубины по таблице 14.31.

Таблица 14.31 — Относительная длина заряда в скважине

14.13.27 Расход шпурометров на 1 м³ горной массы в проходческих забоях с одной обнаженной плоскостью различного сечения при диаметре шпура 40 мм определяют по таблице 14.32.

Таблица 14.32

14.13.28 Расход магистрального провода для взрывных работ при проходке горных выработок различного сечения в зависимости от коэффициента крепости определяют по таблице 14.33.

Таблица 14.33

44

Окончание таблицы 14.33

ГОСТ Р 71182—2023

14.13.29 Оборудование для механизированного заряжания шпуров и скважин следует выбирать в зависимости от принятой технологии буровзрывных работ, объема заряжания, схем комплексной механизации.

14.13.30 Для повышения безопасности труда рабочих и ресурсосбережения при производстве горных работ, а также для снижения количества вредных газов после взрыва необходимо внедрять инновационные технологии производства эмульсионных ВВ и неэлектрических средств инициирования, основанных на ударно-волновой трубке (волноводе).

14.14 Требования к безопасным условиям труда

14.14.1 При проектировании предприятий по добыче урановых руд предусматривают подразделение СКУТ и охраны окружающей среды.

14.14.2 СКУТ должна состоять из двух групп (отрядов) — группы контроля условий труда и группы контроля и охраны окружающей среды.

14.14.3 СКУТ проводит следующие работы:

- плановый контроль, осуществляемый регулярно в течение года;

- оперативный разовый контроль, выполняемый для уточнения отдельных результатов планового, регулярного контроля;

- научно-исследовательские и отчетно-информационные работы.

14.14.4 Состав работ СКУТ при проектировании следующий:

- инструментальные измерения непосредственно на стационарных пунктах наблюдения (на рабочих местах);

- отбор проб;

- аналитические работы в условиях стационарной лаборатории.

14.14.5 СКУТ осуществляет контроль за условиями труда на рабочих местах предприятия в целом, включая его наземные подразделения.

14.14.6 Задачами СКУТ являются:

- контроль над степенью загрязненности рабочих мест, оценка условий работы каждого сотрудника предприятия, выяснение санитарно-гигиенической обстановки на предприятии;

- участие в разработке мероприятий по улучшению условий труда, санитарно-гигиенической обстановки на рабочих местах и в целом по предприятию.

14.14.7 При проектировании зданий и сооружений горнорудных предприятий следует предусматривать мероприятия по борьбе с шумом ГВУ и вентиляционных систем.

14.14.8 Для борьбы с шумом вентиляционных систем предусматривают:

- выбор вентиляторов, работающих в данной установке при максимальном КПД и допустимых окружных скоростях;

- виброизолирующие основания под вентиляторы;

- присоединение воздуховодов к вентиляторам с помощью эластичных вставок;

- размещение вентиляционного оборудования в отдельных помещениях со звукоизоляцией.

14.14.9 Уровень шума ГВУ и вентиляционных систем рассчитывают в соответствии с требованиями СП 51.13330.

В тех случаях, когда шум превышает допустимые нормы уровня звукового давления и уровня звука, предусматривают установку глушителей.

45

ГОСТ Р 71182—2023

14.15 Хозяйство взрывчатых материалов

14.15.1 Для ведения взрывных работ на предприятиях по добыче урановых руд отрасли предусматривают специальное хозяйство ВМ, которое включает:

- базисный склад ВМ на поверхности;

- перегрузочную рампу на железной дороге;

- механизированный пункт подготовки ВМ;

- перегрузочный пункт ВМ на руднике;

- средства механизации доставки ВМ;

- подземный расходный склад ВМ ячейкового или камерного типа;

- раздаточные камеры ВМ;

- подземные пункты технического обслуживания зарядной техники и отстоя вагонов с гранулированными ВВ (для массовых взрывов).

14.15.2 Пункт перегрузки ВВ на промплощадке рудника оборудуют грузоподъемным устройством во взрывобезопасном исполнении и располагают на расстоянии не менее 100 м от производственных помещений.

14.15.3 Раздаточные камеры ВМ располагают на промежуточных горизонтах и на участках производства взрывных работ, удаленных от расходных складов.

14.15.4 Подземные пункты для технического обслуживания зарядных машин и отстоя вагонов с гранулированными ВВ располагают на основных горизонтах, соответственно вблизи и в блоке с расходным складом ВМ.

14.15.5 Режим работы базисного склада по приему ВМ определяют исходя из конкретных условий поставки ВМ.

Выдачу ВМ с базисного склада проводят в одну смену.

14.15.6 Режимы работы подземного расходного склада и раздаточных камер ВМ определяют с учетом организации работы основного производства, а пункта для технического обслуживания зарядных машин — работы в одну смену.

14.16 Отвальное хозяйство

14.16.1 Все проектируемые отвалы должны иметь плоскую или комбинированную форму.

14.16.2 Для близкорасположенных рудников следует применять централизованные плоские отвалы, которые эффективны при доставке:

- по железной дороге — в радиусе от 10 до 15 км;

- подвесной канатной дорогой — от 3 до 15 км;

- автотранспортом — от 2,5 до 3 км.

14.16.3 При производительности комплекса: от 130 до 150 т/ч эффективен автотранспорт; от 150 до 300 т/ч применяют подвесную канатную дорогу; от 300 до 350 т/ч используют ленточные конвейеры.

14.16.4 При выборе вида отвала по способу компоновки необходимо учитывать рельеф местности.

14.16 5 При наличии балок целесообразен гидроотвал с гидротранспортом к отвалу.

14.16.6 Для тех районов, где необходимо транспортировать породу на большое расстояние, применяют железнодорожный транспорт.

14.16.7 Высоту породных отвалов, углы откоса и призмы обрушения, скорость продвижения фронта отвалообразования устанавливают в зависимости от физико-механических свойств пород отвала и его основания, способа отвалообразования и рельефа местности.

При сложных инженерно-геологических и гидрогеологических условиях основания отвалов, при неблагоприятных условиях района, а также при отсыпке пылеватых, текучих и плывунных грунтов параметры отвалов: высота уступов, количество ярусов, ширина берм между ярусами, углы откосов, определяют по результатам исследований и на основании расчетов, выполненных специализированными организациями.

Примечание — В настоящем стандарте под специализированной организацией понимается организация, основные направления деятельности которой — создание и развитие научной основы и практических методов, направленных на решение определенной задачи, и которая располагает научными кадрами, соответствующим оборудованием и программным обеспечением.

14.16.8 Расположение отвала на промышленной площадке рудника определяют в зависимости от местных условий.

46

ГОСТ Р 71182—2023

14.16.9 Удаление от зданий общего назначения должно быть не менее 500 м; промышленных, не связанных с эксплуатацией отвала, — не менее 200 м; для сооружений, не связанных с постоянным пребыванием людей (трубопроводов, шоссейных и железных дорог), — не менее 100 м.

14.16.10 Содержание вредных веществ в воздухе рабочей зоны и на рабочих местах отвалов не должно превышать ПДК, установленных санитарно-эпидемиологическими правилами и нормативами [21].

14.16.11 Для снижения пылевыделения при транспортировании и разгрузке породы в отвал, а также на отвальных дорогах и проездах необходимо предусматривать предварительное увлажнение породы перед ее погрузкой на транспортные средства, и орошение дорог и мест разгрузки водой из специальных поливочных систем или поливочными машинами, периодичность орошения и расход воды устанавливают в зависимости от климатических условий района месторождения и физико-механических свойств пород.

14.16.12 Объем и конструкцию приемного породного бункера определяют в зависимости от производительности рудника и внешних транспортных средств.

14.16.13 Коэффициент неравномерности выдачи породы принимают равным от 1,5 до 2,0.

14.16.14 При проектировании рудников предусматривают использование отвальных пород для строительства в качестве инертных для приготовления твердеющей закладки и рекультивации земель.

14.17 Противопожарная защита подземных горных выработок

14.17.1 При проектировании новых и реконструкции действующих рудников должен быть разработан регламент технологического производственного процесса, содержащий в себе мероприятия по обеспечению пожарной безопасности, согласно правилам безопасности [4].

14.17.2 Управление противопожарными лядами и оросителями стволов, подающих свежую струю воздуха, должно быть предусмотрено из двух независимых мест (точек) — непосредственно у копра и из помещений (пунктов), имеющих отдельный вход снаружи копра.

14.17.3 Расчет противопожарного водоснабжения проводят исходя из условий тушения одного пожара в шахте.

14.17.4 Расчетную минимальную продолжительность непрерывной подачи воды для тушения пожара принимают равной не менее 3 ч.

14.17.5 Предусматривают сооружение на поверхности резервуаров воды для целей пожаротушения.

14.17.6 Все вертикальные стволы и шурфы должны быть оборудованы в устье кольцевыми трубопроводами, соединенными с внешним противопожарным водопроводом, и снабжены специальными водоразбрызгивателями для тушения пожара в стволе.

При этом давление воды принимают не менее 0,4 МПа.

14.17.7 Расход воды на завесу в устьях стволов (шурфов), закрепленных негорючей крепью, принимают не менее 2 м³/ч на 1 м² поперечного сечения, при креплении горючей крепью — не менее 6 м³/ч.

14.17.8 Магистральный противопожарный трубопровод, прокладываемый по горизонтальным (наклонным) выработкам, рассчитывают по суммарному расходу воды, необходимой: на устройство водяной завесы для преграждения распространения подземного пожара, на непосредственное тушение пожара цельной струей из одного пожарного ствола (расход воды на один ствол — 30 м³/ч) и на технологические нужды (половина расчетного расхода).

14.17.9 Расход воды на устройство водяной завесы в горизонтальных (наклонных) горных выработках, закрепленных деревянной крепью, определяют в зависимости от поперечного сечения выработки и скорости вентиляционной струи (см. таблицу 14.34).

Таблица 14.34

14.17.10 Выработки, скорость воздушного потока в которых более 8 м/с, должны быть закреплены несгораемой крепью, при этом расход воды на устройство водяной завесы принимают не менее 3 м³/ч на 1 м² поперечного сечения.

14.17.11 На главных вентиляционных выработках с исходящей струей предусмотрены водяные завесы, управляемые дистанционно.

14.17.12 Для снижения избыточного напора в магистральных трубопроводах не выше 1 МПа необходимо предусматривать редуцирующие устройства.

47

ГОСТ Р 71182—2023

14.17.13 При гидростатическом давлении в сети водопровода свыше 3 МПа предусматривают разгрузочные емкости вместимостью не менее 30 м³ или другие буферные устройства.

14.17.14 На всех горизонтах вблизи околоствольных дворов в выработках с входящей струей и устьев штолен должны быть установлены сдвоенные противопожарные двери.

14.17.15 Двери должны закрываться по ходу вентиляционной струи.

14.17.16 Расстояние между дверями должно быть не более 10 м. Зона между дверями и по обе стороны от них на расстоянии 5 м должна быть закреплена несгораемой крепью.

14.17.17 Противопожарные двери в открытом (нормальном) положении не должны мешать работе подземного транспорта или сужать нормированный проход для людей.

14.17.18 Металлические противопожарные двери устанавливают во всех подземных камерах, имеющих повышенную пожарную опасность (камеры с электрооборудованием, электродепо, склады топлива, склады ВВ, гаражи, камеры для промывки и чистки бурильных молотков).

14.17.19 Противопожарные двери должны устанавливаться на каждом выходе из камеры на расстоянии не более 3 м от сопряжения ходка камеры с прилегающей выработкой, открываться наружу и иметь запоры.

Если последнее условие невыполнимо, двери должны быть снабжены автоматическим устройством для аварийного закрывания.

14.17.20 Противопожарные двери в камерах должны иметь вентиляционные окна с лядами и запорные устройства.

14.17.21 Ширина противопожарных дверей и проемов противопожарных перемычек должна обеспечивать зазоры с обеих сторон не менее 0,5 м между дверными проемами перемычек и наиболее выступающими частями подвижных рельсовых средств, самоходного (нерельсового) оборудования с ДВС.

14.17.22 При наличии в противопожарных перемычках специальных дверей для прохода людей шириной не менее 0,7 м зазор между наиболее выступающими частями указанных подвижных рельсовых средств, самоходного (нерельсового) оборудования и дверными проемами перемычек со стороны прохода для людей может быть уменьшен до 0,2 м.

14.17.23 Для хранения противопожарных материалов, оборудования и приспособлений на шахтах должны быть организованы подземные склады на каждом действующем горизонте на свежей струе воздуха в специальных камерах или заездах, закрепленных несгораемой крепью и оборудованных рельсовыми подъездными путями (при наличии рельсовой откатки).

14.17.24 Каждый подземный склад должен быть укомплектован материалами и средствами первичного пожаротушения, перечисленными в таблице 14.35.

14.17.25 В подземных выработках для борьбы с пожарами и рудничной пылью следует проектировать объединенный пожарно-оросительный водопровод.

Таблица 14.35

48

Окончание таблицы 14.35

ГОСТ Р 71182—2023

14.17.26 Подача воды в шахту должна быть предусмотрена по двум независимым трубопроводам, проложенным, как правило, по разным воздухоподающим стволам и закольцованным между собой на рабочих горизонтах.

14.17.27 Пожарно-оросительный водопровод должен быть оборудован однотипными пожарными кранами, которые должны быть размещены:

- в выработках с ленточными конвейерами через каждые 50 м (дополнительно по обе стороны приводной головки конвейера на расстоянии 10 м от нее установлены два пожарных крана, рядом с которыми находятся ящики с рукавами длиной 20 м и пожарными стволами);

- у всех камер на расстоянии 10 м от ходка в камеру со стороны поступающей струи воздуха (рядом с пожарным краном установлен ящик с рукавом длиной 20 м и пожарным стволом);

- у каждого ходка в склад ВМ на расстоянии 10 м со стороны поступающей струи воздуха (рядом с пожарными кранами устанавливаются ящики с рукавами длиной 20 м и пожарными стволами; у пересечений и ответвлений подземных выработок; в горизонтальных выработках, не имеющих пересечений и ответвлений, а также в наклонных стволах и штольнях — через 200 м);

- в наклонных выработках, не имеющих пересечений и ответвлений, — через каждые 100 м;

- в околоствольных дворах, при отсутствии камер через каждые 100 м; с каждой стороны шахтного ствола у его сопряжения с околоствольным двором (рядом с пожарным краном установлен ящик с пожарным рукавом длиной 20 м и пожарным стволом);

- в тупиковых выработках длиной более 50 м, закрепленных сгораемой крепью, — через каждые 50 м (в устье выработки у пожарного крана установлен ящик с двумя рукавами длиной по 20 м и пожарным стволом).

Необходимость установки и количества пожарных кранов в подэтажных выработках определяют с учетом пожарной опасности участка.

14.17.28 Пожарные краны располагают на высоте не более 1,8 м от почвы выработки в местах, удобных для их обслуживания.

14.17.29 Трубопроводы следует располагать со стороны прохода для людей на кронштейнах, подвесках или опорах, изготовленных из негорючих материалов.

14.17.30 Зазор между трубопроводом и крепью должен быть не менее 100 мм.

При наличии параллельных трубопроводов расстояние между ними должно обеспечивать возможность монтажа и демонтажа труб и запорной арматуры.

15 Проветривание рудников

15.1 Общие положения

15.1.1 Нормы проектирования включают в себя методы расчета воздухопотребности по следующим факторам: радоновыделению, пыли, газообразным продуктам взрывных работ, вредным компонентам выхлопных газов от применяемого оборудования с ДВС, по наибольшему количеству работников, занятых одновременно на подземных работах и по минимальной скорости движения воздуха в действующих горных выработках, а также при проходке тупиковых, в т. ч. протяженных.

15.1.2 Проектирование вентиляции подземного рудника (шахты) осуществляют в следующем порядке:

- определение схемы и способа проветривания рудника (шахты) с учетом схемы вскрытия и планов горизонтов;

- расчет расхода общешахтного количества воздуха;

- распределение воздуха в общешахтной сети и проверка сечений выработок по допустимым скоростям его движения;

49

ГОСТ Р 71182—2023

- решение вопросов, связанных с проветриванием выработок при их проходке;

- расчет депрессии рудника (шахты);

- выбор вентилятора главного проветривания.

Проектирование вентиляции следует осуществлять в увязке с проектированием основных технологических процессов. При этом возможно уточнение ранее рассчитанных параметров, как вентиляционных, так и технологических.

15.1.3 При проектировании вентиляции шахты (рудника) необходимо соблюдать правила безопасности, руководствоваться сведениями о выделении радона, а для действующих рудников — материалами депрессионных съемок.

15.1.4 Проектирование вентиляции шахты (рудника) проводят с учетом обеспечения нормального проветривания горных выработок в период максимального развития работ на горизонте (руднике).

15.1.5 При выборе схемы вентиляции необходимо соблюдать следующие требования:

- схема вентиляции должна обеспечивать подачу к местам потребления необходимого количества воздуха;

- сопротивление вентиляционной сети должно быть минимальным, что обеспечит минимальную депрессию шахты;

- схема вентиляции должна предусматривать минимум утечек воздуха;

- схема должна обеспечить такое естественное распределение воздуха, которое сводило бы к минимуму необходимость в искусственном регулировании;

- вентиляционная схема должна обеспечивать мягкость реверсирования струи, благоприятные условия труда, спасение людей при авариях и быть экономичной.

15.1.6 Проект проветривания шахты (рудника) разрабатывают на весь срок ее существования с учетом периода максимального развития горных работ.

15.1.7 Проектирование проветривания горизонтов, отдельных блоков и забоев горнокапитальных, подготовительных и других выработок в период эксплуатации проводят на основе планов добычных и проходческих работ, а также локальных проектов блоков.

15.1.8 При проектировании вентиляции шахт со сложной сетью горных выработок расчет выполняют с учетом оптимизации параметров сети и сокращения энергетических затрат.

15.1.9 Для постоянного контроля углекислого газа в рудничной атмосфере предусматривают серийно выпускаемые приборы со световой и звуковой сигнализацией при опасном уровне концентрации.

15.1.10 Необходимость регулирования теплового режима на рудниках (шахтах) устанавливают в зависимости от конкретных горнотехнических условий разработки месторождений.

15.1.11 При проектировании охлаждения воздуха в рудниках (шахтах) в тепловых расчетах сети горных выработок следует учитывать теплоотдачу оборудования и твердеющей закладки.

15.1.12 Температура воздуха в забоях подготовительных и очистных выработок и на рабочих местах с постоянным присутствием персонала не должна превышать 26 °C.

При температуре воздуха свыше 26 °C необходимо предусматривать охлаждение воздуха.

15.1.13 В проекте формируют специальный раздел, предусматривающий проведение мероприятий по борьбе с пылью.

15.1.14 В погрузочных и разгрузочных камерах следует устанавливать оросители, сблокированные с лядами, перекрывающими рудоспуски.

15.1.15 Для пылеподавления на шахтных автодорогах в горных выработках предусматривают:

- поверхностную обработку покрытия автодорог вяжущими материалами;

- обработку покрытий дорог специальными составами;

- поливку почвы и стенок выработки водой.

15.2 Определение схемы и способа проветривания рудника (шахты) с учетом схемы вскрытия и планов горизонтов

15.2.1 Для вентиляции рудников применяют фланговую (диагональную) или центральную схемы проветривания, а также комбинированные, включающие в себя элементы первых двух. Выбор схемы проветривания определяют в соответствии со схемой вскрытия месторождения и обосновывают проектом. При выборе схемы проветривания следует учитывать требования радиационной безопасности горных работ.

15.2.2 Общешахтное проветривание подземных выработок рудников, опасных по РОФ, следует осуществлять нагнетательным способом.

Проветривание рудных тупиковых выработок (забоев) должно быть осуществлено нагнетательным способом посредством непрерывно работающих ВМП.

50

ГОСТ Р 71182—2023

15.2.3 При проектировании новых горнодобывающих предприятий запрещается располагать подъемные установки для выдачи руды и породы в стволах шахт, подающих свежую струю воздуха.

В случае невозможности соблюдения указанных выше требований в период до завершения строительства рудника по согласованию с органами государственного санитарного-эпидемиологического надзора допускается расположение подъемов для выдачи породы в стволах шахт, подающих свежую струю воздуха.

15.2.4 Для подачи свежей струи воздуха в рудник, на горизонты, к очистным блокам и рабочим местам выполняют вскрытие и подготовку месторождения полевыми выработками, обладающими минимальным эманированием.

15.2.5 При одновременной отработке двух или нескольких этажей проветривание каждого этажа следует осуществлять обособленной свежей струей воздуха, для чего предусматривают порядок отработки блоков в этаже в направлении от воздуховыдающего (вентиляционного) ствола к воздухоподающему, т. е. в направлении, противоположном движению общешахтной вентиляционной струи воздуха.

15.2.6 На шахтах с годовой производительностью более 1 млн т руды в год предусматривают специальные коллекторные выработки (сборочные вентиляционные штреки), при меньшей производительности необходимость сборочных штреков обосновывают проектом.

15.2.7 При проектировании рудников с большим выделением радона предусматривают выдачу загрязненного воздуха на специальные коллекторные выработки (сборочные вентиляционные штреки).

Исходящие потоки загрязненного воздуха необходимо направлять из коллекторных выработок к специальным вентиляционным стволам.

15.2.8 При выдаче загрязненного воздуха по стволам, выдающим горную массу, необходимо предусматривать мероприятия по сохранению нормальных санитарно-гигиенических условий в около-ствольных дворах и в надшахтных зданиях.

15.2.9 Проветривание очистных блоков с высоким выделением радона должно быть осуществлено по специальному проекту, согласованному с санитарно-эпидемиологической станцией.

15.2.10 На вентиляционных стволах, через которые предусматривают выдачу исходящей струи воздуха, требуется сооружать отводящие вентиляционные каналы, на которых устанавливают отсасывающие вентиляторы с диффузорами с целью отвода грязного воздуха от надшахтных зданий и устьев стволов и подсоса в них свежей струи воздуха.

Работа таких вентиляторных установок практически не влияет на общешахтную вентиляционную сеть. В качестве отсасывающих вентиляторов применяют в т. ч. вентиляторы для градирен.

15.2.11 При массовых взрывах предусматривают локализацию распространения газообразных продуктов.

15.2.12 При подготовке новых горизонтов загрязненный воздух от проветривания проходческих забоев должен поступать непосредственно на вентиляционный горизонт, минуя рабочий, или на выработки с исходящей струей воздуха.

15.2.13 Для выдачи загрязненного воздуха с подготовительных горизонтов используют выработки, предусмотренные для различных нужд эксплуатации.

15.2.14 При проектировании новых рудников необходимо разрабатывать схему воздухораспределения на период полного развития рудника и на каждую очередь строительства (включая пусковой комплекс).

15.2.15 При проектировании для действующих рудников необходимо оптимизировать и усовершенствовать действующую схему проветривания горных работ.

15.2.16 При расчетах проветривания определяют общую воздухопотребность рудника с учетом всех потребителей свежего воздуха, а также уточняющих коэффициентов.

15.2.17 Воздух, поступающий в подземные горные выработки, должен иметь температуру не ниже 2 °C.

Температуру воздуха, поступающего в подземные горные выработки шахт, отрабатывающих месторождения полезных ископаемых, расположенных в зонах многолетней мерзлоты, устанавливают на основании проектной документации на разработку месторождения.

15.3 Требования к расчету расхода общешахтного количества воздуха

15.3.1 При определении необходимого количества воздуха для проветривания шахт (рудников) необходимо учитывать все выработки, в которых происходит загрязнение воздуха (горнокапитальные, подготовительные, нарезные, буровые, доставочные, камеры дробления, бункеры, склады ВМ, уклоны, скиповые стволы), а также в которых отсутствует непосредственный выход на исходящую струю (ходовые восстающие, запасные выходы).

51

ГОСТ Р 71182—2023

15.3.2 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания рудника, проводят по превалирующему фактору, а также из условия использования находящегося на руднике бурового и погрузочно-доставочного оборудования на очистной выемке и в проходческих работах, с учетом проветривания выработок для транспорта горнорудной массы и закладки, обособленного проветривания камер служебного назначения.

15.3.3 Воздухопотребность рудника определяют по следующим факторам:

- по наибольшему количеству работников, занятых одновременно на подземных работах;

- образованию пыли при бурении и погрузке горной массы;

- пыли, образующейся при производстве взрывных работ;

- ядовитым газам, образующимся при производстве взрывных работ;

- вредным компонентам выхлопных газов, выделяющихся при работе машин с ДВС;

- минимальной скорости движения воздуха по выработке;

- РОФ.

15.3.4 Расчет количества свежего воздуха следует проводить позабойно с последующим суммированием воздухопотребности отдельных забоев, действующих выработок, блоков, участков, панелей, пластов, общешахтных камер служебного назначения и с введением обоснованных коэффициентов запаса.

В результате окончательную величину воздухопотребности отдельных горных выработок и рудника в целом принимают по наибольшему количеству воздуха, полученного из расчетов по вышеуказанным факторам.

15.3.5 Уклоны (наклонные съезды), по которым осуществляется постоянное движение машин с ДВС, проветривают обособленной струей воздуха.

15.3.6 В расчет принимают как действующие, так и резервные забои. Количество резервных забоев определяют по условиям обеспечения стабильной работы шахты (рудника). Количество резервных забоев принимают в количестве от 20 % до 30 % от числа действующих забоев.

15.4 Основные нормативные данные

15.4.1 Содержание вредных примесей в рудничном воздухе

15.4.1.1 Воздух в действующих подземных выработках не должен содержать ядовитых газов (паров) больше ПДК, приведенной в правилах [4] (пункт 151).

При одновременном присутствии в воздухе нескольких ядовитых газов расчеты следует вести по условному оксиду углерода, причем 1 л окислов азота принимают эквивалентным 6,5 л оксида углерода, 1 л сернистого ангидрида — 2,5 л оксида углерода и 1 л сероводорода — 2,5 л оксида углерода.

15.4.1.2 Содержание углекислого газа в рудничном воздухе не должно превышать на рабочих местах 0,5 %; в выработках с общей исходящей струей шахты — 0,75 %, а при проведении и восстановлении выработок по завалу — 1 %.

15.4.1.3 Запыленность воздуха, подаваемого в шахту и на рабочие места, не должна превышать 30 % от установленной санитарной нормы.

Концентрация пыли на рабочих местах не должна превышать значений, приведенных в таблице 15.1.

Таблица 15.1

52

Окончание таблицы 15.1

ГОСТ Р 71182—2023

15.4.2 При ведении горных работ и переработке полезных ископаемых содержание кислорода в воздухе выработок, в которых находятся или могут находиться люди, должно составлять не менее 20 % (по объему).

15.4.3 Нормативы расхода и скорости движения в воздухе

15.4.3.1 Количество воздуха, рассчитываемое по числу людей, должно быть не менее 6 м³/мин на каждого человека, считая по наибольшему числу одновременно работающих в смене.

15.4.3.2 При производстве взрывных работ расход воздуха, подаваемого в каждый забой горно-подготовительных, капитальных или нарезных выработок, в котором проводят взрывные работы, должно быть таким, чтобы перед допуском рабочих в указанный забой образовавшиеся при взрывании ядовитые газы были разжижены не менее чем до 0,008 % по объему (при пересчете на условный оксид углерода) за время не более 30 мин.

15.4.3.3 Минимальную скорость движения воздуха в горных выработках V_min, м/с, вычисляют по формуле

V_min = 0,1P/S. (15.1)

15.4.3.4 Максимальная скорость движения воздуха не должна превышать значений, приведенных в правилах [4] (пункт 152).

15.4.3.5 Расход воздуха для проветривания забоев при проходке не должен превышать 70 % количества воздуха, проходящего по выработке, из которой забирается свежий воздух (во избежание рециркуляции).

15.5 Интенсивность газо- и пылеобразования

15.5.1 По фактору выделения углекислого, ядовитых и взрывоопасных газов

По фактору выделения углекислого, ядовитых и взрывоопасных газов количество воздуха ходимое для проветривания очистной выработки Q_Bbip, м³/мин, вычисляют по формуле

^выр с-с₀ ’

, необ-

(15.2)

где J₀₄ — среднее газовыделение в очистной выработке (блоке), определяемое по фактическим данным, м³/мин;

К_н — коэффициент неравномерности газовыделения, определяемого согласно результатам газовой съемки (см. таблицу 15.2);

С_о — концентрация газа в воздухе, поступающем для проветривания выработки, %, определяемая по результатам замеров.

53

ГОСТ Р 71182—2023

Допустимую концентрацию газа в исходящей из очистной выработки вентиляционной струе принимают согласно 15.4.

Таблица 15.2

При последовательном проветривании забоев количество воздуха, необходимое для проветривания Q_Bbip, м³/мин, вычисляют по формуле

100 .

^выр ~ Л 77 (^оч1 ⁺ ^ОЧ?)’ (15.3)

где К_н — коэффициент неравномерности газовыделения, определяемый согласно результатам газовой съемки по таблице 15.2;

С_о — концентрация газа в воздухе, поступающем для проветривания выработки, %, определяемая по результатам замеров;

7_оч1, ^оч2 — среднее выделение газа в забоях 1, 2, считая от выработки с поступающей струей воздуха, м³/мин.

15.5.2 Соотношение начальной концентрации газов С_о и допустимой после взрывания шпуровых и скважинных зарядов С_доп, вычисляют по формуле

С_о 500Д

c^T~s' ⁽¹⁵⁴⁾

^ДОП ДЗ-О °

где С_о — концентрация газов после взрыва, %;

С_доп — допустимая концентрация газов в выработке, %;

А — количество взрываемого ВВ, кг.

Длину зоны отброса газов после взрыва L_3O, м, вычисляют по следующим формулам: - при взрывании в тупиковых выработках сечением не более 15 м²

/__зо = 2,4Д+10, (15.5)

- при камерно-столбовых системах с сечением камер (при S, равной от 30 до 50 м²):

£_зо = 0,5Д + 5, (15.6)

- при камерно-столбовых системах с сечением камер более 50 м²:

L₃₀ = 0,08Д + 20, (15.7)

где Д — количество взрываемого ВВ, кг.

Для очистных забоев при блоковых системах разработки, а также для лав в качестве L₃₀ принимают всю длину очистного пространства.

Соотношение начальной и допустимой концентрации газов после взрывания накладных зарядов вычисляют по формуле

15.5.3 Пылевыделение (пылеобразование)

15.5.3.1 Пылеобразование при взрывных работах определяют исходя из средней начальной запыленности после взрывных работ Л/_о, мг/м³, и вычисляют по следующим формулам:

54

ГОСТ Р 71182—2023

- при взрывании шпуровых зарядов в горных выработках и очистных заходках системы разработки горизонтальными слоями

шп ' \^а1

_ бО ф-у-^ 9c’9₃VS

(15.9)

где ср — коэффициент, зависящий от типа ВВ, при использовании:

1) прессованного аммонита № 6ЖВ, аммонита № 7 — ср = 21,6,

2) 62 % трудно замерзающего динамита и аммонита № 1 — ср = 19,5,

3) патронированного аммонита № 6, №7 — ср = 15,5,

4) аммонита № 8 и победита № 5 — ср = 4,95,

5) АП-1 — ср = 8,38;

у — объемная масса руды и породы, т/м³;

шп ^а1

9_С

9₃

— средняя глубина шпуров, м;

— удельный расход ВВ, кг/м³;

— коэффициент, учитывающий влияние орошения стенок выработок перед взрывом, при орошении — 1,5; без орошения — 1,0;

— коэффициент, учитывающий влияние гидрозабойки. При применении внутренней или внешней гидрозабойки с использованием чистой воды равен 2; при использовании воды со смачивающими добавками равен 3;

- при взрывании шпуровых зарядов в блоках системы с магазинированием руды

N_o =

5,6Ю⁴ со

9с ' 9з ' ^ск

(15.10)

- при взрывании скважинных зарядов в разработки

буровых штреках и ортах подэтажно-камерных систем

^0

1,6 / УД 9с 9з

(15.11)

- при взрывании накладных зарядов

Л/_п = 5,45 • 10³ •

^ск

(15.12)

где со — объем отбитой горной массы целика, м³;

Р' — коэффициент, учитывающий увлажнение стенок выработок при периодическом орошении Р' = 1; без орошения р' = 3;

И/_ск — объем штрека скреперования, м³;

f— коэффициент крепости руды и породы по ГОСТ 21153.1;

А — количество одновременно взрываемого ВВ, кг, которое вычисляют по формуле

^д ^Г^ 'шп’П.

(15.13)

где а₁ — удельный расход ВВ, кг/м³;

т| — коэффициент использования шпура (скважины), отн. ед.

15.5.3.2 Интенсивность пылеобразования при бурении шпуров или скважин F, мг/с, вычисляют по формуле

F = 0,017 • -2—2Д±-------U—l_j (15.14)

9_В

где У_б — техническая скорость бурения шпуров и скважин, мм/мин;

с/_ш — диаметр шпура или скважин, мм;

р — объемная масса руды и породы;

А = 0,004/ — коэффициент, учитывающий весовую долю тонкодисперсных (менее 10 мкм) фракций пыли по отношению ко всей пыли, образующейся при бурении пород различной крепости / по шкале крепости по ГОСТ 21153.1;

55

ГОСТ Р 71182—2023

т' — весовая доля тонкодисперсной пыли, не смачиваемой при мокром бурении и поступающей в атмосферу (т' = 0,03 — при бурении с осевой промывкой чистой водой; т' = 0,02 — при бурении с боковой промывкой чистой водой). При использовании смачивающих добавок значения снижают соответственно до 0,018 и 0,012;

к₁ — коэффициент, учитывающий влияние числа одновременно работающих машин (при числе машин 1, 2, 3 и 4 и расстоянии между машинами менее 3 м ^ принимают равным соответственно 1; 1,7; 2,3; 2,7; при расстоянии между машинами более 3 м к₁ равен количеству одновременно работающих машин;

к₂ — коэффициент, учитывающий влияние направления бурения (для горизонтальных шпуров коэффициент к₂ принимают равным 1,0; для восходящих — 1,2 и для нисходящих — 0,7);

к₃ — коэффициент, учитывающий тип буровых машин, который принимают равным:

1) для легких ручных перфораторов массой от 18 до 25 кг — 1,3,

2) для тяжелых ручных перфораторов массой от 25 до 45 кг — 1,0,

3) для легких колонковых перфораторов массой от 45 до 60 кг — 0,7,

4) для тяжелых колонковых перфораторов массой более 60 кг — 0,5,

5) для машин вращательного бурения шпуров и скважин — 0,1,

6) для станков пневмоударного бурения и гидравлических буровых установок — 0,25; q_B — коэффициент, численно равный расходу воды, л/мин, при нормализованном режиме бурения.

15.5.3.3 Интенсивность пылеобразования при погрузочно-разгрузочных и доставочных работах F, мг/с, вычисляют по формуле

F = 0,28P_C4J_n, (15.15)

где Р_сч — средняя часовая производительность погрузо-разгрузочных и доставочных работ, т/ч;

J_n — удельное пылевыделение:

- при ручной погрузке сухой горной массы — 15 г/т,

- погрузке сухой горной массы погрузочно-доставочными машинами — 9 г/т,

- погрузке влажной горной массы погрузочно-доставочными машинами — 0,8 г/т,

- скреперовании сухой горной массы — 7 г/т,

- скреперовании влажной горной массы — 0,4 г/т,

- погрузке горной массы в вагонетки вибропитателями — 0,2 г/т.

15.5.3.4 Интенсивность пылеобразования (пылевыделения) группой однотипных механизмов F_rp, мг/с, вычисляют по формуле

F_rp=F-n-k, (15.16)

где F — интенсивность пылевыделения, мг/с;

п — количество одновременно работающих механизмов, шт;

к — коэффициент одновременности для группы однотипных механизмов, вычисляемый по формуле

к = <5₀+—=^-, (15.17)

у/п

где о₀ — коэффициент использования оборудования, принимаемый в зависимости от загруженности машин в смену;

л — количество однотипных механизмов, шт.

15.5.3.5 Запыленность рудничной атмосферы определяют, выполнив расчет интенсивности пылевыделения по каждой единице оборудования или по группе однотипных механизмов, работающих в проходческих и очистных забоях на бурении, при доставке или погрузке горной массы, для каждого участка, горизонта или по руднику в целом.

Общую запыленность рудничной атмосферы S, мг/м³, вычисляют по формуле

S = F_O^/Q, (15.18)

где Г_общ — интенсивность пылевыделения производственного процесса горных работ, мг/с;

Q — количество воздуха, м³/мин.

56

ГОСТ Р 71182—2023

15.6 Определение количества воздуха, необходимого для проветривания горных выработок

15.6.1 Количество воздуха, необходимое для проветривания по наибольшему количеству работников, занятых одновременно на подземных работах, О_л, м³/с, вычисляют по формуле

Q_n = NG, (15.19)

где Л/ — наибольшее количество работников, занятых одновременно в смену с максимальной явочной численностью;

G — необходимое количество воздуха на одного человека (6 м³/мин).

15.6.2 Необходимое количество воздуха для проветривания выработок по пыли при бурении, погрузке и транспортировании горной массы Q_n, м³/с, вычисляют по формуле

_Q ^бщ 0вл (15.20)

Л/-Л/_вх

где ^_общ — общая интенсивность пылевыделения производственного процесса горных работ, мг/с;

д_вл — коэффициент, учитывающий степень обводненности выработки (0,8 — для сухих выработок; 0,5 — при мокром бурении; 0,2 — для сильно обводненных выработок или при регулярном орошении стен и отбитой горной массы);

Л/ — допустимое содержание пыли в воздухе, мг/м³;

Л/_вх — допустимое содержание пыли во входящем воздухе, мг/м³.

15.6.3 Определение необходимого количества воздуха для проветривания горных выработок после взрывных работ

15.6.3.1 С аэродинамической точки зрения все горные выработки разделяют на следующие классы:

- камерообразные, в которых действуют только свободные струи;

- сквозные штрекообразные, в которых действует только ограниченный поток;

- комбинированные, в которых действует как свободная струя, так и ограниченный поток.

В связи с различием структуры воздушных потоков, действующих в горных выработках, закономерности вымывания вредных примесей из них и формулы для расчета необходимого количества воздуха для их проветривания также различные.

15.6.3.2 Камерообразными являются выработки, в которых действуют только свободные струи.

К таким выработкам относят:

- системы подэтажных штреков [см. рисунок 15.1, а)],

- короткие заходки, проветриваемые проходящей мимо струей [см. рисунок 15.1, в)];

- призабойные части тупиковых выработок, подачу воздуха в которые осуществляют по вентиляционным трубам; системы, в которых длина очистного пространства /_тах, м, меньше дальнобойности свободной струи [см. рисунок 15.1, б)] и вычисляется по формуле

^тах ⁼^>^0тах'Р ⁺ 7тЕ (15.21)

где Ь_Отах — максимальное расстояние от стенки воздухоподводящей выработки (вентиляционной трубы) до стенки камеры, м (см. рисунок 15.2);

а — коэффициент структуры свободной струи.

Значения коэффициента структуры свободной струи а в зависимости от геометрических параметров камер приведены в таблицах 15.3—15.5, в которых:

/_к — длина камеры, м;

В_к— ширина камеры, м (для круглой струи, распространявшейся в камере прямоугольного сечения, В_и = л/3, м);

S_K — площадь поперечного сечения камеры, м²;

R_n, b_n — радиус и полуширина канала, подводящего воздух к камере, м.

В случае круглой струи радиус равен истинному радиусу R_o при расположении входного отверстия в центре сечения камеры.

57

ГОСТ Р 71182—2023

Рисунок 15.1 —Типы камерообразных выработок

Радиус канала R_n, м, вычисляют по следующим формулам: - при расположении входного отверстия в углу камеры

^ ^{= 2R}o- (15.22)

- при расположении входного отверстия у стенки камеры на половине ее высоты

R_n=1.5R₀- (15.23)

где R_o — истинный радиус канала, м.

При иных расположениях входного отверстия R_n определяют интерполяцией.

Ширину канала Ь_п, м, вычисляют по следующим формулам: - в случае плоской струи

b_n = b_Q, (15.24)

- при расположении входного отверстия у стенки камеры и при расположении входного отверстия в середине сечения камеры

Ь_п = 0,5 Ь_о, (15.25)

где Ь_о — ширина входного отверстия, м.

Количество воздуха, необходимое для проветривания камер после взрывных работ по газовому фактору, Q, м³/с, вычисляют по формуле

где И/ — объем камеры, м³;

t — время проветривания, с;

К_в — КПД проветривания камеры.

Коэффициент К_в определяют в зависимости от расположения воздухоотводящего отверстия в камере.

Если отверстие расположено не в зоне действия свободной струи (позиции 7, 2, 3 на рисунке 15.2), то КПД струи К_в, вычисляют по формуле

-о.з^

К_в = е (15.27)

где L_K — длина камеры, м;

L_x — расстояние от входного отверстия до сечения, в котором расположено выходное отверстие, м; е — экспонента.

58

ГОСТ Р 71182—2023

Рисунок 15.2 — Схема проветривания камеры

Если выходное отверстие находится в зоне действия свободной струи (позиции 4, 5, рисунок 15.2), то КПД проветривания камеры определяют по таблицам 15.6, 15.7.

Количество воздуха, необходимое для проветривания камерообразных выработок после взрывных работ по пылевому фактору, Q, м³/мин, вычисляют по формуле

И/ , Л/₀-Л/_вх

Q =--In-2---—

n-n_bx

(15.28)

где К_п — коэффициент, характеризующий интенсивность перемешивания пылевого облака и действие эффектов налипания и коагуляции частиц пыли, вычисляемый по формуле

К_П = К_В, (15.29)

N — ПДК пыли на рабочих местах, мг/м³, определяемая в соответствии с нормами, приведенными в 15.4.

Таблица 15.3 — Значения коэффициента структуры для основного участка круглой струи, выходящей из гладкого квадратного канала

59

ГОСТ Р 71182—2023

Приведенные значения коэффициентов структуры в таблице 15.3 для основного участка круглой струи, выходящей из квадратного канала с шероховатыми стенками, должны быть увеличены на 20 %.

Таблица 15.4 — Значения коэффициентов структуры для основного участка круглой струи, выходящей из круглого канала с гладкими стенками

Приведенные значения коэффициентов структуры в таблице 15.4 для основного участка круглой струи, выходящей из круглого подводящего канала с шероховатыми стенками, должны быть увеличены на 20 %.

Таблица 15.5 — Значения коэффициентов структуры для основного участка плоской свободной струи, выходящей из канала с гладкими стенками

При канале с шероховатыми стенками приведенные значения коэффициентов структуры для основного участка плоской свободной струи должны быть увеличены на 20 %.

Таблица 15.6 — Коэффициент К_в круглых струй

60

Окончание таблицы 15.6

ГОСТ Р 71182—2023

Таблица 15.7 — Коэффициент К_в плоских струй

15.6.3.3 Сквозными являются такие выработки, в которых действует только ограниченный турбулентный поток и не имеется свободных струй (рисунок 15.3).

К таким выработкам относят:

- лавы [см. рисунок 15.3, а)];

- системы с магазинированием и закладкой при отработке маломощных рудных тел, когда ширина сбойки, соединяющей очистное пространство с восстающим, равна или близка к ширине очистного пространства [см. рисунок 15.3, б)];

- камерно-столбовые системы со сквозным проветриванием [см. рисунок 15.3, в)];

- доставочные орты (включая орты скреперования) при дроблении негабаритов [см. рисунок 15.3, г)].

61

ГОСТ Р 71182—2023

Рисунок 15.3 — Типы сквозных выработок

Количество воздуха, необходимое для проветривания сквозных выработок после взрывных работ, Q, м³/мин, вычисляют по следующим формулам:

а) если длина загазованной части выработок L₃₀ меньше длины выработки

(15.30)

где И/ — объем проветриваемой выработки, м³;

t— время проветривания, с;

d — диаметр выработки, м (d = 4s );

С_о — начальная загазованность, %;

С_доп — допустимое содержание газов в выработке, %; б) если загазована вся выработка

Q = — t

If d\2 С

1 + 5-³ - ln0,45--2-

Л Сдоп

(15.31)

В качестве L₃₀ при системах с магазинированием и закладкой, а также при лавах следует принимать полную длину выработки.

При камерно-столбовых системах длина загазованной части выработки Ц_о,м, равна длине проветриваемой выработки и вычисляется по формуле

L₃₀ = 0,5Д + 5.

(15.32)

Величину соотношения С₀/С_доп определяют по формуле (15.8).

Количество воздуха, необходимое для проветривания сквозных выработок после взрывных работ по пылевому фактору, Q, м³/мин, вычисляют по следующим формулам:

а) если длина загазованной части выработки L₃₀, м, меньше длины выработки

(15.33)

где И/ — объем проветриваемой выработки, м³;

62

ГОСТ Р 71182—2023

t— время проветривания;

N_o — ПДК пыли на рабочих местах, мг/м³, принимают в соответствии с 15.4; б) если загазована вся выработка

Q = — t

1 + 5-.³- . |n0,45-^^i

\\L) N-N_BX

(15.34)

15.6.3.4 Комбинированными выработками являются такие выработки, в которых действует как свободная струя, так и ограниченный свободный поток (см. рисунок 15.4).

К комбинированным выработкам относят:

- все тупиковые выработки, проветриваемые путем нагнетания свежего воздуха в забой по вентиляционным трубам [см. рисунок 15.4, а)];

- системы с магазинированием и закладкой при отработке мощных рудных тел, пространством значительно меньше ширины очистного пространства [см. рисунок 15.4, б)];

- камерно-столбовые системы, проветриваемые путем нагнетания воздуха в призабойную зону по вентиляционным трубам или по вентиляционной сбойке;

- слоевые системы с отработкой заходками [см. рисунок 15.4, в)].

ограниченного потока свободной струи

Рисунок 15.4 — Типы комбинированных выработок

Количество воздуха, необходимое для проветривания комбинированных выработок после взрывных работ, Q, м³/мин, определяют по следующим формулам:

а) для длинных и узких выработок (проходческие выработки, проветриваемые по трубам), когда

д₁ = — < 0,01, ¹ L

(15.35)

Q = — t

1,2 + 2,25 .^In

700 Д

Р^™

(15.36)

63

ГОСТ Р 71182—2023

б) для коротких и широких выработок, когда

А₁ > 0,01,

Q =

1,4 + 2,47 -з/^-^

V Кв

_|п 100-Л

"з^-Ц]-^^

где L₁ — длина части выработки, проветриваемой свободной струей, м;

К_в — КПД проветривания камерообразной части выработки;

Р_ут — коэффициент утечек воздуха.

Значения A_v А₂ определяют по формулам:

(15.37)

(15.38)

(15.39)

Длина Ц равна удалению конца вентиляционных труб от груди забоя при проветривании тупиковых забоев. При подаче воздуха в очистное пространство по сбойке Ц равняется дальнобойности свободной струи, рассчитываемой по формуле (15.21).

Коэффициент утечек воздуха Р_ут представляет собой отношение производительности вентилятора к количеству воздуха, доходящего до забоя:

4t=Q_b/Q₃- (¹5.40)

Q₃ — количество воздуха, доходящее до забоя.

Для прорезиненных труб и металлических труб коэффициент утечек воздуха вычисляют по формуле

(15.41)

где р_в — коэффициент удельной стыковой воздухопроницаемости трубопроводами, определяемый по таблице 15.8 или поданным производителя;

/₃ — длина одного звена трубопровода, м.

Таблица 15.8 — Значение коэффициента р_в для шахтных вентиляционных воздуховодов

Количество воздуха, необходимое для проветривания комбинированных выработок после взрывных работ по пылевому фактору, Q, м³/мин, вычисляют по формулам:

а) для длинных и узких выработок (тупиковые, проходческие выработки, проветриваемые по трубам) (А₁ < 0,01)

и о о . о,;

Q =--1,2 + 2,25 -.- In —

Ч и р_}

б) для коротких и широких выработок (А₁ > 0,01)

^Q-^X ^-^вх

(15.42)

64

Q = ^---

7

• 1,4 + 1,9631

^1 ' ^2 [_п СМ 1-1'(Мр ^вх)

Кв Kb^^-L^^N-

(15.43)

ГОСТ Р 71182—2023

где W — объем проветриваемой выработки, м³;

Л/_о — ПДК пыли на рабочих местах, мг/м³, принимают в соответствии с нормами, приведенными в разделе 15.4.

Рассчитанное по формулам (15.37) и (15.43) количество воздуха обеспечивает снижение концентрации вредных примесей до допустимой нормы на выходе из комбинированной выработки.

Однако могут быть случаи (при значении R_B < 0,5), когда этого воздуха недостаточно для снижения концентрации вредных примесей в камерообразной части выработки.

Поэтому в данном случае для комбинированных выработок следует также определять необходимое количество воздуха для камерообразной части выработки по формуле (15.26) и (15.28) и к расчету принимать большее значение.

15.6.4 Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания очистных выработок по газам, образующимся при взрывных работах

15.6.4.1 Для систем разработки, очистное пространство которых представляет собой лавообразную выработку, полностью загазованную, или протяженную камеру, загазованную частично (см. рисунок 15.5), при проветривании ограниченным потоком за счет турбулентных деформаций (например, системы разработки со сплошной выемкой, потолкоуступная и почвоуступная система, потолкоуступные и слоевые системы с крепью, сплошные системы разработки, сплошные системы с выемкой руды забоем-лавой по простиранию, системы разработки с магазинированием руды, вариант системы со шпуровой отбойкой из магазина, системы разработки горизонтальными и наклонными слоями с закладкой, с крепью и закладкой, системы слоевого обрушения при сквозном проветривании забоя, слоевого обрушения с выемкой, забоем-лавой) необходимое количество воздуха Q₀₄, м³/мин, вычисляют по формуле

3 4 I--------

Q_O4=-^JAbV, (15.44)

где V— загазованный после взрывных работ объем очистной выработки, м³.

Газовость ВВ определяют по результатам исследований или по следующим временным показателям при взрывании ВВ:

- по крепким рудам непредохранительными ВВ высокой работоспособности — 100 л/кг;

- в рудах средней крепости и нерудном массиве предохранительными ВВ средней работоспособности и предохранительными ВВ — 35 л/кг;

- по углям, сульфидным рудам предохранительными ВВ — 60 л/кг.

Загазованный после взрывных работ объем очистной выработки принимают для лавообразных забоев равным проветренному объему, а для протяженных камер — объему зоны отброса газов, V₃₀, м³, который вычисляют по формуле

У_зо = (0,5Д +5)S. (15.45)

15.6.4.2 Для систем разработки, рабочее пространство которых представляет собой камеру, заполненную после взрывных работ газами, образовавшимися от ВВ, и проветриваемую свободной струей (см. рисунок 15.6) за счет турбулентной диффузии (камерно-столбовые системы разработки, системы разработки в мощных пологопадающих или горизонтальных рудных телах, системы разработки с магазинированием руды при расположении камер вкрест простирания и шпуровой отбойкой и пр.), количество воздуха Q₀₄, м³/мин, вычисляют по формуле

2,32 о/------Г

Ооч =т—7^^ДЬ%ч, (15.46)

где V₀₄ — загазованный после взрывных работ объем очистной выработки, м³;

к_т — коэффициент турбулентной диффузии (см. таблицу 15.9).

По данным таблицы 15.9 принимают значение коэффициентов турбулентной диффузии при различных способах проветривания, при нормированном отставании вентиляционных труб от забоя, при максимальной длине тупиковой выработки при проветривании за счет мимо проходящей струи.

15.6.4.3 Для систем разработки, очистное пространство которых представляет протяженную камеру, частично или полностью загазованную после взрывных работ газами, образовавшимися от ВВ (см. рисунок 15.7), и проветриваемую за счет турбулентных деформаций (камерно-столбовые разработки, системы разработки слоями с закладкой, частичной закладкой, системы разработки со сплошной выемкой), количество воздуха Q₀₄, м³/мин, вычисляют по формуле

65

ГОСТ Р 71182—2023

q₀4 = ^-^mF.

(15.47)

где У_к — загазованный после взрывных работ объем очистной выработки, м³.

1

1 - зона отброса газов; 2 - зона ограниченного потока

Рисунок 15.5 — Схемы проветривания выработок ограниченным потоком

Таблица 15.9

66

ГОСТ Р 71182—2023

Рисунок 15.6 — Схемы проветривания выработок свободными струями

При объеме камеры У_к > V_max, где V_max — критический объем камеры, при движении газовой волны в котором максимальная концентрация газов снижается до допустимого значения, в формуле (15.47) вместо У_к можно представить V_max.

Критический объем камеры У_тах вычисляют по формуле

V^^k^Ab.

(15.48)

15.6.4.4 Для камерных систем разработки, когда проветривание осуществляют комбинированными потоками (см. таблицу 15.10), количество воздуха Q_O4, м³/мин, вычисляют по формуле

К_НАЬ У_к-\/

Q_O4 = 2,3 —-tg^----+ —-- ⁰⁴ К4 10V_3OC t

(15.49)

где V_np — объем призабойного пространства, м³, определяемый в зависимости от схемы подвода и отвода воздуха (см. таблицу 15.10);

К — КПД струи, определяемый по таблице 15.10;

к_т — коэффициент турбулентной диффузии (см. таблицу 15.9);

К_н — коэффициент, учитывающий неравномерность распространения концентрации вредной примеси в призабойном пространстве, определяемый по таблице 15.10;

У_зо — объем зоны отброса, м³, равный V ;

У_к — объем камеры, м³.

67

ГОСТ Р 71182—2023

1 — зона отброса газов; 2 — зона свободной струи; 3 — зона ограниченного потока

Рисунок 15.7 — Схема проветривания комбинированным потоком

68

со

Таблица 15.10 — Характеристика схем проветривания камер большого объема

ГОСТ Р 71182—2023

ГОСТ Р 71182—2023

При установке в призабойном пространстве вентиляторов значение КПД струи К может быть увеличено.

15.6.4.5 Количество воздуха по фактору образования ядовитых газов при проведении взрывных работ со скважинной отбойкой Q_rc, м³/с, выполняют по формуле

о_г.с=^^ (15.50)

где А_у — условный заряд, соответствующий газовыделению из отбитой руды, кг, вычисляемый по формуле

^_у=^ ⁺ ^2’ (15.51)

где А₂ — условный заряд, соответствующий газовыделению из отбитой руды, кг, вычисляемый по формуле

где Р_с — суточное количество выпускаемой руды, т;

У_св — свободный объем (объем пустот) в 1 м³ отбитой руды, равный 0,3, отн. ед.;

^вып — время выпуска руды, мин;

у_р — объемная масса разрыхленной руды, м³;

f_B — время выпуска руды в течение 1 сут, мин;

Ь_а — общее газовыделение, м³/кг.

15.6.4.6 Расчет для систем с массовым обрушением руды при нормальном режиме проветривания

При проветривании сквозной доставочной выработки за счет общешахтной депрессии или тупиковой выработки с помощью ВМП всасывающим способом проветривания [см. рисунок 15.8, а)] количество воздуха Q₀₄, м³/мин, вычисляют по формуле

3 4 I-----------

(15.53)

где ^ — время проветривания после взрыва заряда для вторичного дробления или очередного выпуска руды без дробления (от 5 до 10 мин);

А_у — условный заряд ВВ, кг;

\/_с — объем доставочного (скреперного) штрека или орта, от начала сборной вентиляционной сбойки, м³.

Условный заряд ВВ А кг, вычисляют по формуле

^_у = ^1 ⁺ ^2> (15.54)

где А₁ — количество ВВ, соответствующее газовыделению из отбитой руды, кг, вычисляемый по формуле

lP_cV_cnt' P_ct'

д ₌2_c_cb_ _{= Oi9}_^_i (15.55)

Yp^a Ур^в

где ^ — коэффициент, учитывающий более интенсивные газовыделения в начальный период (его значение по промышленным опытам составляет 2,7);

Р_с — суточное количество руды, выпускаемое из дучек данной выработки, т;

У_св — сводный объем руды, принимаемый равным 0,3 м³;

t_B — время выпуска руды в течение 1 сут, мин;

Ь_а — общее газовыделение 1 кг ВВ, равное 0,9 м³/кг;

f — время проветривания, принимаемое в интервале от 5 до 10 мин;

у — объемный вес руды в разрыхленном состоянии, т/м³;

А₂ — условное количество ВВ, соответствующее газовыделению при взрывании ВВ для вторичного дробления, кг, вычисляемое по формуле

^2 = Ф ^Дд’

(15.56)

где q> — коэффициент, учитывающий изменение газовыделения при взрывании накладных зарядов по сравнению со шпуровыми, равный 4 при взрывании открытых накладных зарядов; 1,0 при взрывании в шпурах без водяной забойки и 0,5 при применении внешней водяной забойки;

А_д — количество одновременно взрываемого ВВ при вторичном дроблении, кг.

70

ГОСТ Р 71182—2023

а) Ограниченным потоком

в) Комбинированным потоком

1 — зона отброса газов

Рисунок 15.8 — Схемы проветривания доставочных выработок

При проветривании тупиковой доставочной выработки ВМП нагнетательным или комбинированным способом количество воздуха Q , м³/мин, вычисляют по формуле

2 32 I-----7

<¹⁵-⁵⁷)

где к^ — коэффициент турбулентной диффузии (см. таблицу 15.9); t— время проветривания, мин;

Д_у — условный заряд соответствующего газовыделению из отбитой руды, кг;

\/_д — объем загазованной доставочной выработки, м³.

15.6.4.7 Расчет количества воздуха для очистных выработок по газам от взрывчатых веществ при массовых взрывах

Для систем разработки с массовым обрушением руды или руды и налегающих пород (камерно-столбовые системы разработки с отбойкой глубокими скважинами, система подэтажного обрушения, этажного принудительного обрушения) условное количество воздуха Q_y, м³/мин, вычисляют по формуле Qy = ^-,p^. (15.58)

где f_y — время проветривания после массового взрыва, мин;

Д_у — условный заряд ВВ, соответствующий объему газовыделения в выработке блока после массового взрыва, кг;

У₃ — объем загазованных выработок, м³, вычисляемый по формуле

^'W⁰-⁰¹ V’ (¹5.5Э)

где У _с — объем выработок в сторону исходящей струи, считая от данного блока до земной поверхности, м³.

71

ГОСТ Р 71182—2023

Условный заряд Д , кг, вычисляют по формуле

A_y = i-A, (15.60)

где / — коэффициент, учитывающий фактический объем газовыделения в выработки рудника в период проветривания после массового взрыва и определяемый по таблице 15.11.

Таблица 15.11

15.6.5 Определение необходимого количества воздуха при непрерывных газо- и пылевы-делении

15.6.5.1 Количество воздуха, необходимое для проветривания камерообразных и комбинированных выработок, Q_KB, м³/с, вычисляют по следующим формулам:

а) по газу

Q_KB =-----—(15.61)

^пров (^доп ^-Свх)

где /_г — интенсивность газовыделения, м³/с;

^пров — КПД проветривания;

С_доп — допустимое содержание вредной примеси в воздухе, %;

С_вх — загазованность входящей струи, %;

б) по пыли

Q_K В =---—----(15.62)

K_np(N-N_BX)

где F— интенсивность пылевыделения, мг/с, расчеты которой приведены в 15.5.3;

К_пр — коэффициент процесса (К_пр = 2 К_пр);

Л/ — допустимое содержание пыли в воздухе, мг/м³.

72

ГОСТ Р 71182—2023

15.6.5.2 Количество воздуха, необходимое для проветривания сквозных выработок, Q_CB, м³/с, вычисляют по формулам:

а) по газу

о_с.в=т^Ц—; (15.63)

^доп ^вх

б) ПО ПЫЛИ

^=^г- <^15И>

вх

где р_вл — коэффициент, учитывающий степень обводненности выработки (р_вл = 0,8 — для сухих выработок; р_вл = 0,5 — при мокром бурении; д_вл = 0,2 — для сильно обводненных влажных выработок или при регулярном орошении стен и отбитой горной массы).

15.6.6 Определение количества воздуха по фактору разжижения вредных выхлопов, образующихся при работе дизельных двигателей

15.6.6.1 Расчет количества воздуха выполняют по фактору снижения уровня концентрации вредных веществ, выделяемых при постоянной работе оборудования с ДВС, до уровня ПДК.

15.6.6.2 При расчетах количества воздуха на забой по фактору разбавления выхлопных газов до санитарных норм при работе машин с ДВС вводят коэффициент одновременности: при работе двух машин — 0,9; при работе трех и более — 0,85.

Из расчетов допускается исключать машины, работающие на сквозной струе не более 10 мин в течение 2 ч, а также буровые машины с дизельным двигателем.

15.6.6.3 При проектировании рекомендуется принимать для вспомогательного оборудования до 10 % от суммарной мощности основного оборудования, увеличивая соответственно на данное значение общую потребность воздуха по фактору разжижения до предельной концентрации выхлопов от работы машин с ДВС.

15.6.6.4 Направление движения груженых машин с ДВС в доставочных выработках предусматривают против вентиляционной струи, а движение порожних — в направлении вентиляционной струи при обеспечении оптимальной разности скорости движения струи и машины, но не менее 0,5 м/с, не превышая скорости, максимально допустимой по безопасности движения.

Движение с более близкими по величине скоростями допускается кратковременно в периоды разгона или торможения машины.

15.6.6.5 На тех участках, где применяют машины с ДВС, предусматривают резервное количество свежего воздуха, используемое при необходимости для снижения концентрации продуктов выхлопа.

15.6.6.6 Для оценки воздухопотребности по фактору выделения ядовитых газов самоходным и другим оборудованием с дизельным приводом рассматривают различные варианты расчета в зависимости от условий и исходных данных.

15.6.6.7 По результатам расчетов проводят сравнение и, при необходимости, вводят коррективы расхода воздуха: увеличивают подачу воздуха или, если это невозможно, уменьшают количество транспортных машин с дизельным приводом, работающих в последовательно проветриваемых выработках.

15.6.6.8 Значения количества воздуха, полученные по результатам расчетов, сравнивают с фактическим расходом воздуха (для действующих шахт, горизонтов) или с результатами расчетов, проведенных для аналогичных проектируемых или реконструируемых шахт, горизонтов.

15.6.6.9 Расчет вентиляции выработок по фактору выделения ядовитых газов самоходным и другим оборудованием с дизельным приводом

Вариант 1

Общий расход воздуха по фактору газовыделения определяют по разжижению вредных компонентов в выхлопных газах ДВС до ПДК, таких как: оксид азота (NO_X) в пересчете на NO₂, углеводороды (СН), оксид углерода (СО).

Расчет количества воздуха, необходимого для разбавления вредных выбросов от работы ДВС одной машины до уровня ПДК, проводят отдельно для каждого нормируемого компонента выхлопных газов.

В качестве исходных данных принимают информацию, приведенную в техническом паспорте горно-шахтного оборудования, включая мощность двигателя и обороты, на которых она достигается, объем двигателя, а также установленные для него нормы очистки выхлопных газов в соответствии с принятыми требованиями к содержанию вредных веществ в выхлопах ДВС.

73

ГОСТ Р 71182—2023

С учетом данных технического паспорта машины с четырехтактным двигателем дебит выхлопных газов в рудничную атмосферу д_{ВЬ|Х р} м³/мин, вычисляют по формуле

^ых.г⁼(^^)/2. (15.65)

где У — суммарный рабочий объем цилиндров, м³;

п — скорость вращения коленчатого вала, об/мин.

Отдельно для каждого из вредных веществ в отработавших газах определяют количество выбросов в единицу времени (как для оксида углерода СО, так и для оксида азота и углеводородов HC+NO_X, а также при соответствующих требованиях нормативной базы и для других компонентов) L, мг/мин, вычисляемое по формуле

^^ДВС^в.в- (15-66)

где Л/д_ВС — мощность ДВС, кВт;

L_{B в} — количество вредных выбросов на 1 кВт мощности ДВС, мг/(кВт • мин).

Дебит вредных веществ на 1 м³ отработавших газов С_{вых р} мг/м³, вычисляют по формуле

^вых.г “ ^-^вых.г’ (15.67)

где L — количество вредных выбросов, мг/мин;

^вых г — дебит выхлопных газов в рудничную атмосферу, м³/мин.

Количество воздуха, необходимое для разбавления вредных выбросов одной машины с ДВС до уровня ПДК по одному компоненту, Од_ВС, м³/мин, вычисляют по формуле

Одвс ⁼ ^/пер р ⁼ 9пер^> (15.68)

° доп

где с/ — коэффициент перевода безразмерной величины в размерную (р ⁼ 1 м³/мин = 60 м³/ч = = 1/60 м³/с);

С_доп — ПДК вредного компонента, мг/м³;

К — коэффициент концентрации соответствующих токсичных выхлопных газов.

Количество удельного объемного расхода воздуха Q , м³/(мин ■ кВт), подаваемого на 1 кВт (или на 1 л. с.) номинальной мощности ДВС технологического оборудования, используемого для подземных горных работ, определяют в зависимости от токсичности отработавших газов по формуле

Qy ⁼ ^двс^двс ’ (15.69)

где Од_ВС — количество воздуха, необходимое для разбавления вредных выбросов одной машины с ДВС до ПДК по одному компоненту, м³/мин;

^ДВС — мощность ДВС, кВт.

В результате расчетов наибольшее количество свежего воздуха, подаваемое на 1 кВт мощности технологического транспорта, Q_y, м³/мин, определяют по расчетным вредным компонентам суммарно (NO_X + СН + СО) по формуле

Qy = V^.r- (15.70)

где к₃ — коэффициент запаса, равный 1,25 отн. ед.;

Q_{o г} — количество отработавших газов м³/(мин ■ кВт).

Количество воздуха на единицу оборудования с ДВС Q_o6, м³/мин, вычисляют по формуле

Ооб=О_у ^ДВС- (15-71)

Для разбавления вредных выбросов группы однотипного оборудования необходимое количество воздуха Q_p, м³/мин, вычисляют по формуле

Q_p = V"Qk.b- (15-72)

где к₀ — коэффициент одновременности работы самоходного оборудования, отн. ед., для одной машины, равный 1,0; для двух машин — 0,9; для трех и более — 0,85;

п — количество однотипного оборудования, шт.;

Q_KB — количество воздуха, необходимое для проветривания камерообразных и комбинированных выработок, м³/с.

74

ГОСТ Р 71182—2023

Вариант 2

Для расчета выброса токсичных веществ используют предельные значения токсичности отработавших газов дизельных двигателей в соответствии с ГОСТ Р 41.96 с учетом данных изготовителя.

Количество газов, выбрасываемое за один оборот четырехтактного ДВС, О_газ м³, вычисляют по формуле

$газ= V²’ (¹⁵-⁷³)

где У — суммарный рабочий объем цилиндров, м³.

Объем исходящих газов от работы машины с ДВС на максимальной мощности У_газ, м³/с, вычисляют по формуле

Угаз^к.вЛ’ (¹⁵-⁷⁴)

где л_{к в} — скорость вращения коленчатого вала ДВС, об/с;

\/_ц — рабочий объем цилиндров ДВС, м³.

Отработанные газы содержат оксид углерода СО, оксиды азота в пересчете на NO₂, углеводороды СН, твердые частицы и не вступивший в реакции объем свежего воздуха.

Выброс опасных веществ, перечисленных выше, регламентируется согласно ГОСТ Р 41.96—2011 (таблица 1).

Не вступивший в реакцию воздух сохраняет свои свойства, поэтому необходимо определить в расходе воздуха, прошедшего через двигатель, количество отработанных газов.

Количество исходящих отработанных газов по компонентам в общем объеме воздуха, прошедших через двигатель, определяют путем произведения номинальной мощности двигателя машины на предельное количество газа, выделяемого на 1 кВт мощности согласно ГОСТ Р 41.96—2011 (таблица 1).

Количество оксида углерода Q_co, г/с, вычисляют по формуле

ОсО^дв'ПКсо (15.75)

где

Л/_дв — мощность двигателя машины, кВт;

ПК_СО — предельное количество оксида углерода, выделяемого на 1 кВт мощности согласно ГОСТ Р 41.96—2011 (таблица 1), г/кВт-ч.

Объем оксида углерода V_co, м³/с, вычисляют по формуле

V - °^со

vco--

УвРсо

(15.76)

где у_в — плотность воздуха, г/м³;

р_со — относительная плотность СО по воздуху, определяемая как р_со = М_со/М₃;

где М_со — молярная масса оксида углерода, г/моль;

М_в — молярная масса воздуха, г/моль.

Содержание СО от общего количества прошедшего через ДВС воздуха С_со, %, вычисляют по формуле

С_со =7^-100. (15.77)

''газ

Количество выделяемой смеси оксидов азота (в пересчете на NO₂) Q_Nq₂, ^г^^{с> вычисляют по} формуле

Q_NO₂ = ^B-nK_NO2) ² (15.78)

где Л/_дв — мощность двигателя машины, кВт;

ПК_МО2 — предельное количество смеси окислов азота (в пересчете на NO₂), выделяемой на 1 кВт мощности согласно ГОСТ Р41.96—2011 (таблица 1), г/(кВт-ч).

Объем выделяемой смеси окислов азота (в пересчете на NO₂) V_Nq₂, м³/с, вычисляют по формуле

I/ - ^ ^vNO₂ -------

YbPNO₂

(15.79)

где p_N02 — относительная плотность NO₂ по воздуху, определяемая как p_N02 = M_Nq₂/M_q;

где M_Nq₂ — молярная масса оксида азота, г/моль;

у_в — плотность воздуха, г/м³;

Q_Nq₂ — количество выделяемой смеси окислов азота (в пересчете на NO₂), г/с.

75

ГОСТ Р 71182—2023

Содержание NO₂ от общего количества прошедшего через ДВС воздуха C_Nq₂, %, вычисляют по формуле

^Cno₂=-^-1°0- (15.80)

’'газ

Количество выделяемой смеси углеводородов СН (метана и его гомологов, нефтепродуктов) Q_CH, г/с, вычисляют по формуле

Q_CH ^{= /}V^nKCH- (15.81)

где Л/_дв — мощность двигателя машины, кВт;

ПК_СН — предельное количество смеси углеводородов СН (метана и его гомологов, нефтепродуктов), выделяемой на 1 кВт мощности согласно ГОСТ Р 41.96—2011 (таблица 1), г/(кВт-ч).

Объем выделяемой смеси углеводородов СН (метана и его гомологов, нефтепродуктов) У_сн, м³/с, вычисляют по формуле

^{VcH =} ;rTr~' (¹5-⁸²⁾