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)

d_СКВ = 75 мм - диаметр скважины;

D_ВВ = 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

q_СКВ = 2,5×p×d_СКВ²×D_ВВ×dз×10^-4                        (4.21)

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

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

7. Общая длина заряда во всех скважинах одного веера.

L_ЗАР =                     (4.22)

8. Ориентировочная  общая длина скважин в одном веере.

L_СКВ = L_ЗАР / t = 342,4 / 0,85 = 402,8 м                    (4.23)

9.Определение максимального и минимального расстояния между зарядами.

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

а_min=(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.

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

t_ф = 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)

l_СКВ = 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)

Т_СМ  = 432 мин. – продолжительность смены;

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

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

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

t_НВ = 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 Н_БУР = 120 м/см;

t_БУР = L_БУР / Н_БУР = 849,2 / 120 = 7 см - время бурения;                (4.31)

Т_БУР = 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.

t_ЗАР = L_ЗАР / Н_ЗАР = 849,2 / 859 = 1 смена - время заряжания и взрывания; (4.32)

Т_ЗАР = 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;

t_ДОСТ = Q_Р / Н_ДОСТ = 3857 / 430 = 9 смен;                (4.34)

Т_ДОСТ = n×t_ДОСТ×1000 / Q_Р = 1×9×1000 / 3857=2,326 чел×см/1000т - трудоёмкость доставки на 1000 т руды.                 (4.35)

4. Построение графика организации работ.

Время цикла Т_Ц = 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

Р_ОЧ.В. = Q_р / Т_Ц = 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: