Выбор и обоснование системы разработки для выемки железных руд на руднике «Гигант» Криворожского месторождения, страница 6

2. Определение удельного расхода ВВ на отбойку руды.

В качестве ВВ принимаю гранулит АС-4

    (4.17)

q0 = 2,35 кг/м3 – удельный расход гранулита АС-8 при крепости f=8 и размером куска 400 мм;

Квв =1,05 - поправочный коэффициент работоспособности для гранулита АС-4.

3. Определение ЛНС.

           (4.18)

dСКВ = 75 мм - диаметр скважины;

DВВ = 0,9 г/см3 - средняя плотность ВВ в заряде;

t - 0,85 - относительная длина заряда в скважине;

m = 1 - коэффициент сближения скважин.

4. Объем руды в слое, отбиваемым одним веером скважин.

                 (4.19)

b = 12 м - ширина слоя;

h =20 м - высота слоя,;

Sв = 8,66 м2 - сечение буровой выработки.

5. Количество ВВ, требуемого для отбойки одного слоя.

Qвв. = q×V = 2,47×551 = 1360,8 кг                 (4.20)

6. Количество ВВ в 1м скважины

qСКВ = 2,5×p×dСКВ2×DВВ×dз×10-4                        (4.21)

dЗ = 1,0 - коэффициент плотности заряжания, при зарядке россыпным ВВ;

qСКВ = 2,5×3,14×752×0,9×1,0×10-4 = 4 кг/м

7. Общая длина заряда во всех скважинах одного веера.

LЗАР =                     (4.22)

8. Ориентировочная  общая длина скважин в одном веере.

LСКВ = LЗАР / t = 342,4 / 0,85 = 402,8 м                    (4.23)

9.Определение максимального и минимального расстояния между зарядами.

аmax<=(1,7 – 1,5)×W = (1,7 – 1,5)×1,2 = 2,0 – 1,8 м   (4.24)

аmin=(0,5 – 0,7)×W = (0.5 - 0.7)×1,2 = 0,6 – 0,8 м      (4.25)

10. Графическое построение вееров скважин.

Таблица размещения ВВ в скважинах.

Таблица 4

№ скв.

Угол залегания

Длина скважины, м

Длина заряда, м

Кол-во ВВ в скважине, кг

Относительная длина заряда в скважине

1

61

20,3

19,2

76,3

0,95

2

66

23

14,8

58,8

0,64

3

71

25

23,9

95

0,96

4

76

27,1

17

67,6

0,63

5

80

29,7

28,6

113,7

0,96

6

84

32,7

20,6

81,9

0,63

7

87

35,9

34,8

138,3

0,97

8

90

37,2

23

91,4

0,62

9

93

35,9

34,8

138,3

0,97

10

97

32,7

20,6

81,9

0,63

11

101

29,7

28,6

113,7

0,96

12

105

27,1

17

67,6

0,63

13

110

25

23,9

95

0,96

14

115

23

14,8

58,8

0,64

15

119

20,3

19,2

76,3

0,95

å

424,6

340,8

1354,4

0,8

11. Определение фактических показателей взрыва.

qФ = Qвв / V=1354,4 / 551 = 2,46 кг/м3 -  фактический удельный расход ВВ;    (4.26)

tф = Lзар / Lобщ = 340,8 / 424,6 = 0,8 - фактическое заполнение скважин;       (4.27)

Kскв=V·r/Lскв= 551·3,5 / 424,6 =4,54 т/м - выход руды с 1 метра скважин;    (4.28)

lСКВ = 1 / 4,54 = 0,22 м/т - длина скважин для отбойки одной тонны руды.      (4.29)

12. Определение производительности бурового станка .

Норма выработки ПБУ-80 при угле наклона скважины +45+90град – 120 м/см

13. Определение производительности пневмозарядчика ЗМБС-2.

,                 (4.30)

ТСМ  = 432 мин. – продолжительность смены;

ТОБ  = 10 мин. – время на обслуживание зарядной установки (10 мин.);[5–т.14]

ТПЗ  = 73 мин. – время на подготовительно-заключительные операции;

LУ = 1000 м – максимальная длина скважин, которая может быть заряжена с одной установки зарядчика;

tНВ = 5,88 мин./10 м – норма времени на заряжание скважин [5 – таб.15].

14. Расход материалов.

Расход ВВ гранулит АС-4 – 0,236 кг/т; буровая сталь - 0,003 кг/т; ДШ-0,1 м/т ; ЭД-0,001шт/т; КЗДШ-0,001шт/т; твердые сплавы - 0,003 кг/т.

4.5.2. Организация очистных работ.

1.Буровые работы.

Одновременно взрывается два веера, суммарная длина скважин в веере составляет 849,2 м; масса отбиваемой руды за взрыв 3857 т.

Норма выработки на бурение станком ПБУ-80 НБУР = 120 м/см;

tБУР = LБУР / НБУР = 849,2 / 120 = 7 см - время бурения;                (4.31)

ТБУР = 1×7×1000 / 3857 = 1,835 чел×см/1000т - трудоемкость бурения на 1000 т руды;                          (4.32)

1 - количество человек обслуживающих буровую установку.

2. Заряжание.

Норма выработки ЗМБС-2 = 859 м/см,

8 - количество человек в бригаде.

tЗАР = LЗАР / НЗАР = 849,2 / 859 = 1 смена - время заряжания и взрывания; (4.32)

ТЗАР = 8 × 1 × 1000 / 3857 = 1,981 чел×см/1000 т - трудоемкость заряжания на 1000 т руды;                       (4.33)


3. Уборка горной массы.

Норма выработки = 430 т/см;

tДОСТ = QР / НДОСТ = 3857 / 430 = 9 смен;                (4.34)

ТДОСТ = n×tДОСТ×1000 / QР = 1×9×1000 / 3857=2,326 чел×см/1000т - трудоёмкость доставки на 1000 т руды.                 (4.35)

4. Построение графика организации работ.

Время цикла ТЦ = 7 + 1 + 9 = 17 смен = 5,667 суток                     (4.36)

4.5.3. Расчет основных показателей на отработку очистного блока.

1. Среднесуточная производительность панели в период очистной выемки

РОЧ.В. = Qр / ТЦ = 3857 / 5,667 = 680,6 т/сутки                                (4.37)

2. Количество панелей находящихся в одновременной отработке, для определения годовой производительности определяется необходимое:

                       (4.38)

305 - количество рабочих дней в году;

0,964 - доля участия очистных работ в общем объёме добычи (см. табл.3)

1,3-коэффициент запаса (как принятая норма дополнительных панелей)

3. Продолжительность очистной выемки блока: