Расчет показателей потерь и разубоживания руды по

МЕТОДИЧЕСКОЕ ПОСОБИЕ

по курсовому проектированию

«Выбор и расчет системы подземной разработки»

по специальности 21.02.17

«Подземная разработка месторождений

полезных ископаемых»

 

г. Учалы

 

                        2017

 

Одобрена предметно-цикловой комиссией ______________________________ Протокол № __________ от «_____» _____________ 20__ г. Председатель ПЦК ___________ __________________ (подпись)            (ф.и.о.)		Составлена в соответствии с Государственными требованиями к минимуму содержания и уровню подготовки выпускников по специальности _______________________________ _______________________________ _______________________________
Согласовано с заместителем директора по научно-методической работе ___________ ________________ (подпись)           (ф.и.о.) «_____» ________20___г.		Заместитель директора по учебной работе _____________ _________________    (подпись)                (ф.и.о.)

 

 

Автор: преподаватель спецдисциплин ГАПОУ УКГП Ахабзянова Л.Ю.

 

Рецензенты:

Зам.начальника тех.отдела УПР ОАО УГОК                   Емельянов А.В.

Преподаватель спецдисциплин ГАОУ СПО УГМТ        Дегтярев Н.А.

 

 

Содержание

Введение                                                                                                     2

1 Общие требования                                                                                3

2 Структура курсового проекта                                                              4

2.1 Выбор системы разработки                                                                4

2.2 Описание системы разработки                                                          4

2.3 Подсчет объема подготовительных и нарезных работ                    5

2.4 Расчет показателей потерь и разубоживания руды по блоку         6

2.5 Расчет первоочередной подготовки и нарезки блока                      7

2.6 Расчет очистной выемки                                                                    9

2.7 Технико-экономические показатели при выемке камеры (блока)    21

2.8 Технико-экономические показатели по системе разработки         22

2.9 Требования безопасности при очистной выемки                            23

3 Описание процедуры публичной защиты курсового проекта       24

4    Методические указания по оформлению курсовых проектов          25

5 Список используемой литературы                                                    26

Приложение 1 Образец задания на курсовой проект                                27

Приложение 2 Образец оформления титульного листа курсового

        проекта                                                                                                      28

       Приложение 3 Основные технические показатели                               29

Введение

 

Задачей курсового проектирования является закрепление и углубление знаний студентов по предмету « Системы подземной разработки», привитие навыков самостоятельной работы и подготовки к выполнению дипломного проекта.

Настоящее методическое пособие предназначено для выполнения курсового проекта по теме «Выбор и расчет подземной системы разработки» согласно учебного плана для студентов специальности 21.02.17 «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых».

Курсовой проект выполняется по теме « Выбор и расчет подземной системы разработки» на основе индивидуального задания.

 Выполнение курсового проекта позволяет дать учащимся понимание всего комплекса технологических и производственных процессов, связанных со схемами, способами проведения подготовительно-нарезных выработок, расчетов параметров систем разработки. В ходе выполнения курсового проекта студент обязан научиться самостоятельно решать вопросы проектирования проходки подготовительно-нарезных выработок, отбойки, выпуска, доставки горной массы и управления горным давлением.

1 Общие требования

Выполнение курсового проекта по дисциплине « Системы подземной разработки» является завершающим этапом в изучении данной дисциплины.

Курсовой проект состоит из пояснительной записки и графической части. Пояснительная записка выполняется на стандартных листах (форматА4) в объеме 15-20 страниц печатного или рукописного текста. Включает следующие листы:

1. Титульный лист

2. Индивидуальное задание

3. Содержание с перечислением всех разделов.

4. Расчеты по подразделам

5. Заключение

6. Приложения

7. Список используемой литературы

Графическая часть содержит чертеж системы подземной разработки на листе формата А1, в 3-х проекциях, а также таблицы- циклограмму очистной выемки, ТЭП. Графическая часть выполняется в карандаше. Часть схем может быть приведена в пояснительной записке.

 

   2 Структура курсового проекта

Выбор системы разработки

 

Под «системой разработки» понимается определенное расположение подготовительно-нарезных выработок (штреков, ортов, восстающих) и порядок ведения очистных работ ( способ отбойки руды, доставки, поддержания выработанного пространства).

Одной из самых ответственных задач при проектировании рудника является выбор системы разработки для конкретного месторождения полезного ископаемого. По классификации акад. М.И. Агошкова существует 7 классов, в каждом классе несколько групп систем разработки, и основным фактором при выборе системы разработки является безопасность труда.

 Выбор безопасной и технологически осуществимой системы разработки невозможен без учета ряда факторов, условно разделяемых на постоянные ( мощность, устойчивость руды и вмещающих пород, угол падения рудного тела) и переменные ( возгораемость руды, глубина разработки, ценность руд и тд).

 Чаще всего при выборе пользуются методом исключения. Сущность которого сводится к тому, что из 7 классов отбирают технически приемлемые в данных условиях (2-3 класса систем). Затем из оставшихся выбирается заведомо лучшая по каким- либо одинаковым показателям.

 

 

Описание системы разработки

 

После окончательного выбора системы разработки описываются:

схема подготовки блока - перечень и назначение каждой выработки, размеры выработок, проходческое оборудование, вид крепи.

основные работы очистной выемки –начальная стадия отработки (подсечка, отрезка), нормальная стадия отработки: вид отбойки руды, транспорт для погрузки и доставки руды, способ поддержания очистного пространства. 

схема проветривания блока ( панели, камеры).

преимущества и недостатки данной системы разработки

 

 2.3 Подсчет объема подготовительных и нарезных работ

 

 

К подготовительным работам относится проведение: откаточных штреков, блоковых восстающих, буровых ортов и тд. К нарезным работам – подэтажные штреки, орты, отрезные восстающие и тд.

Подсчет объема подготовительных и нарезных работ на блок и распределение балансовых запасов по процессам работ сводится в таблицу 1

 

Таблица 1 Объем подготовительно- нарезных работ

Процессы работ	Длина 1 выработки, м	Общая  длина выработок, м	Площадь поперечного сечения, S, м2		Объем по руде, м3	Балансовые запасы руды
			По породе, м2	По руде, м2		Т	% к общим запасам блока
1	2	3	4	5	6	7	8
Подготовительные работы:
Итого:		L п.			Vп.	Бп.	х
Нарезные работы:
Итого:		L н.			Vн.	Бн.	х
Очистные работы: Подсечка Отрезная щель Нормальная стадия	- - -	- - -	- - -	- - -
выемка целиков:	-	-	-	-
Итого по очистным работам:	-	-	-	-	Vо.	Б0	х
Всего по блоку:					V	Б	100%

 

Примечание: Объем по руде рассчитывается какV = L * S, (гр.6= гр.3 * гр.5); Балансовые запасы рассчитывается как объем по руде * плотность руды, (гр.7= гр.6 * V). Графа 8 рассчитывается как соотношение: балансовые запасы руды всего по блоку –100%, итого балансовые запасы других работ –х.)

 

Удельный объем подготовительно-нарезных работ К_у, %

                                            

                                К_у = 100 Vп.н./V,                                                         (1)

 

где V п.н. – объем рудных запасов, извлекаемых из блока при проведении подготовительных и нарезных выработок, м³;

  V – объем руды в блоке, м³

 

 Коэффициент подготовки и нарезки блока к_п.н, м/1000 т

 

                           к_п.н. = 1000 Σ L_п.н./(Б– Б_п.н.)                                                         (2)

 

где Σ L _п.н – суммарная длина подготовительных и нарезных выработок, м;

    

  Б – запасы руды в блоке, т;

  Б_п.н. – запасы руды, извлекаемых при проведении подготовительных и нарезных выработок, т;

  Б₀ – запасы, подготовленные к очистной выемке, т.

 

При годовой добыче рудника А объем по проведению подготовительных и нарезных выработок определяют следующим образом:

                             Δ V _п.н. = 0, 001 · К_п.н. · А                                                       (3)

где р – коэффициент разубоживания руды (из табл. № 2)

К_и.р. – коэффициент извлечения рудных запасов ( из табл. № 2)

К_п.н. – коэффициент подготовительно-нарезных работ (формула №2)

 

Добычному участку (блоку)

 

Потери руды - часть балансовых запасов не извлеченные из недр при разработке. Под разубоживанием понимается засорение руды вмещающими породами.

Показатели извлечения и разубоживания по стадиям работ приводятся в таблице 2

 

Таблица 2 Распределение запасов руды

Стадии работ	Балансовые запасы, т.	Коэффициент извлечения руды	Коэффициент разубоживания руды	Извлекаемые запасы, т	Количество добытой рудной массы	Доля участия в добыче рудной массы из блока
1	2	3	4	5	6	7
подготовительные работы
Итого	Бп.	ки.р.п.	рп	Ип	Дп	Кп
Нарезные работы
Итого	Бн	ки.р.н.	рн	Ин	Дн	Кн
Очистные работы выемка камеры	Бо.к.	ки.р.к	рк	Ик	Дк	Ко.к.
выемка целиков	Бо.ц.	ки.р.ц.	рц	Иц	Дц	Кц
Итого	Бо	ки.р.о.	ро	Ио	До	Ко
Всего по блоку	Б	ки.р.	р	И	Д	К=1

 

Примечание: При подсчете к_и.р. и р следует принимать: Для подготовительных и нарезных выработок, проводимых полным сечением по руде, а также при частичном выпуске отбитой руды в системах с магазинированием к_и.р. = 1; р=0

Для подготовительных и нарезных выработок, проводимых частично по руде и частично по породе к_и.р. = 1; р= (S-S_р )/S.

ге S- сечение выработки, м²; S_р- сечение выработки по руде, м².

Определяем извлекаемые запасы    И= Б к_и.р.                                                                              

где Б- балансовые запасы ( по конкретным работам берутся из графы 2),

       к_и.р. – коэффициент извлечения руды (гр.3)

Определяем количество добытой руды Д= Б к_и.р.\ (1-р)                                                                   

где р- коэффициент разубоживания (гр.4)

Для определения извлекаемых и добытых запасов руды при очистных работах используют значения потерь и разубоживания, данные в индивидуальном задании. 

Для определения итоговых ( к_и.р.о., р_о ) и всего по блоку ( к_и.р., р) значений используют:

• По очистным работам    к_и.р.о. = И_о/Б_о                                               

где И_о – извлекаемые запасы руды при очистных работах, т (гр.5)

      Б_о – балансовые запасы, т (гр.2)

р_о = (Д_о – И_о)/Д_о                                                                   

где Д_о количество добытой рудной массы при очистных работах, т

И_о – извлекаемые запасы руды при очистных работах, т

• По блоку

к_и.р. = И / Б                                                                             

где И – извлекаемые запасы руды, всего по блоку, т

Б – балансовые запасы, всего по блоку, т

р = (Д – И) / Д                                                                           

где Д- количество добытой рудной массы, всего по блоку, т

    И – извлекаемые запасы руды по блоку, т

 

2.5  Расчет первоочередной подготовки и нарезки блока

 

Подготовка к очистной выемке состоит в проведении подготовительных выработок, разделяющих этаж, панели на блоки, секции.

Необходимое проходческое оборудование для проведения подготовительных и нарезных выработок и нормы выработки сводятся в таблицу 3.

 

Таблица 3 Проходческое оборудование

Выработки	Площадь поперечного сечения выработки, м2	Проходческое оборудование	Число рабочих на забой в смену	Комплексная норма выработки, м3/чел.смену
1	2	3	4	5
Из таблицы №1	Из таблицы №1	см. Приложения		см. Приложения таблица № 15

 

       При большом объеме горных работ на руднике используют СПУ ( системное планирование и управление), которое предусматривает использование сетевых и календарных графиков. Сетевой график определяет продолжительность отдельных видов работ, календарный график показывает сроки выполнения и увязки отдельных видов работ.

 Таблица 4 Расчет сетевого графика

Выработки	Шифр по рис.1	Объем выработок, м3	Норма выработки, м3/чел.см.	Трудоемкость работ  чел./см.	Макс. число выходов рабочих в сутки	Минимальная продолж-ть работ, сут.
1	2	3	4	5	6	7
Из таблицы №1	0-1 1-2 0-2	Из таблицы №1	Из таблицы № 3	Графа 3/ 4     М=сумма	Х-У- Т	Графа 5/ 6

                                                                                             

Примечание: где М- суммарная трудоемкость работ, чел/см

Максимальное число рабочих в сутки рассчитывается Х-У- Т,

где Х- число забоев, У- число рабочих на забой, Т- число смен в сутки.

Сетевой график выполнения подготовительных и нарезных работ показан на рис.1

Где в кружках указывается шифр, на линиях- минимальная продолжительность работ, сут; наименование проводимых выработок.

 

Рисунок 1

 

По сетевому графику определяем самый длинный путь, являющимся критическим путем.

Продолжительность критического пути ( t_к ) определяется, как сложение самых продолжительных работ по проведению выработок:

       Максимальный численный состав проходческой бригады в сутки определяется по формуле

                                             n _мах = М / t_k                                                              (4)

 

где М – суммарная трудоемкость работ, чел-см

  t_k – продолжительность критического пути на сетевом графике, сут

  С учетом фронта работ и числа рабочих смен в сутки численный состав проходческой бригады принимаем n =…. чел.

 

Таблица 5 Календарный план подготовки и нарезки блока

выработки	Календарный график выполнения работ, сут
	2	4	6	8	10	12	14	16	18	20

 

Продолжительность выполнения подготовительных и нарезных работ t =…суток.

 

 

Расчет очистной выемки

 

Расчет нормальной стадии очистной выемки выполняется в следующей последовательности: 1) отбойка руды, 2) заряжание и взрывание, 3) проветривание, 4) доставка руды, 5) поддержание выработанного пространства.

 

ШПУРОВАЯ ОТБОЙКА РУДЫ

 

Определяем площадь обуриваемого забоя S, м²

S=, м².

 

Определяем число шпуров на забой n_ш, округляем до целого числа.

 

                                       

                                   n_ш= ( q S киш)/ j к_з                                                                (5)

 

где q – удельный расход ВВ, кг\м³

                                         q = q_о  k₁ k₄ k₆                                                                                            (6)

 

где     q_о - теоретический удельный расход ВВ, кг\м³ ( см. Приложение, табл № 14)

      k₁- коэффициент относительной работоспособности (см. Приложение, табл № 13)

      k₄ – коэффициент, учитывающий размещение шпуров =1

      k₅ – коэффициент, учитывающий способ заряжания ( при ручном =1,

 пневмозаряжание= 0, 9-0, 95)

      k₆ – коэффициент (d\ 0, 043)ⁿ , n= 1

      киш =0, 85-0, 9

      j - количество ВВ, приходящегося на единицу длины шпура, кг\м. (см. Приложения, табл №11)

      к_з – коэффициент, заполнения шпура = 2\3 I_ш

 

Определяем суммарную длину шпуров в забое L, м

 

                                     L=n_ш I_ш                                                                                                                           (7)

где I_ш – глубина шпура, м.

 

Определяем общий расход ВВ Q, кг   

 

                                                     Q= j Lк_з                                                              (8)

 

где j -количество ВВ, приходящегося на единицу длины шпура, кг\м.

к_з- коэффициент заполнения шпура=2\3 I_ш.

 

Количество рудной массы, добываемой в забое (слое) Д_сл, т

 

                        Д_сл=SI_шк_и.р.η γ /(1-р),                                                                         (9)

 

где S- площадь забоя, м;

I_ш – длина шпура, м;

к_и.р. – коэффициент извлечения руды;

η – к.и.ш.=0, 85-0, 9

γ - плотность руды, т\м³

р- коэффициент разубоживания.

 

Фактический удельный расход ВВ на 1 т добычи рудной массы q_ф, кг\т

 

                              q_ф=Q/Д_сл                                                                                                                                (10)

 

где Q- общий расход ВВ, кг

Д_сл – количество рудной массы, добываемой в забое( слое), т.

 

Продолжительность обурования забоя t_б, смен

 

                                    t_б=L/n_бП_б                                                                                (11)

 

где n_б- число бурильных установок, перфораторов в работе, (указать марку)

П_б- эксплуатационная производительность бурильной установки, перфоратора, м/смену

 

Трудоемкость работ по бурению шпуров в забое N_б, чел-смены

 

                                 N_б=n_pt_б                                                                                        (12)

 

где n_p- число рабочих, занятых на  бурении шпуров

 

Трудоемкость работ по бурению шпуров N_бо, чел\см,  на 1000 т добытой рудной массы

 

                                 N_бо=1000N_б/Д_сл                                                                                                              (13)

 

Продолжительность заряжения шпуров t₃, смен

 

                                 t₃=Q/n₃П₃                                                                                                                             (14)

 

где n₃- число зарядных устройств, ( указать марку )

 П_3- эксплуатационная производительность заряжения, кг/смену

 

 Трудоемкость работ по заряжению шпуров в забое N_з, чел-смены

 

                                   N_з=n_рt₃                                                                                  (15)

 

где n_р- число рабочих, занятых на заряжении шпуров

 

 

 

Трудоемкость по заряжению шпуров N_бо, чел\см, на 1000 т добытой рудной массы

 

                                           N₃₀=1000N₃/Д_сл                                                                                             (16)

 

Продолжительность погрузки руды (уборки отбитой руды) t_у.п.о , смен

 

                                         t_у.п.о= Д_сл /n_уП_у                                                                                                (17)

 

где n_у – количество механизмов, занятых на уборке отбитой руды, (указать марку)

П_у - эксплуатационная производительность, т/смену.

 

Трудоемкость работ по погрузке N_у, чел-смены

 

                                              N_у=n_рt_у.п.о                                                                    (18)

     

где n_р- число рабочих занятых на погрузке.

 

 Трудоемкость на погрузке N_до, чел\см, 1000 т добытой рудной массы

 

                                   N_д0=1000 N_у/Д_сл                                                                                                          (19)

 

2.6.2. СКВАЖИННАЯ ОТБОЙКА РУДЫ

 

Линия Наименьшего Сопративления.

                                                                                                          (20)

    где К_н- коэффициент, учитывающий неоднородность физических свойств горных пород; к_н=0, 9-1

      С₀- показатель взрываемости горных пород;

     d- диаметр скважин, м;

      δ ₀- относительная плотность заряжения скважин;

      θ – переводной коэффициент от Аммонита №6ЖВ к другим ВВ

С₀=20+56е^{-0, 2 f}

Значение е^{-0, 2 f} в зависимости от коэффициента горных пород по шкале проф. М.М.Протодьяконова выбирается по таблице 6

 

Таблица 6

F	4	6	8	10	12	14	16	18	20
е-0, 2 f	0, 45	0, 3	0, 2	0, 14	0, 09	0, 06	0, 04	0, 03	0, 02

           

       Значения относительной плотности заряжения δ ₀ и переводного коэффициента для различных типов ВВ выбираются по таблице 7

Таблице 7

Тип ВВ	δ 0	θ
Аммонит №6ЖВ	1-1, 2	1
Гранулит АС-8	1-1, 2	1, 15
Гранулит АС-4	1, 1-1, 2	1, 1
Игданит	0, 9-1	0, 9

 

 

Число скважин в слое и расположение зарядов определяем графическим путем, полученные данные сводим в таблицу №8.

Расположение веерных скважин определяется а, расстоянием между концами соседних скважин  

                                       а =mw,                                                                           (21)

    где m – коэффициент, сближения зарядов=0, 8-1, 2

длина заряда ВВ также определяется по чертежу: из центра бурения проводят 2 окружности радиусом соответственно 1 w и 3 w ( при недозаряде скважин через одну)

Таблица 8

Номера скважин	Длина, м		Масса заряда, кг
	Скважины	Заряда ВВ
1	2	3	4
1
2
3
4
5 и т.д.
Итого	L=	Lз =	Q= Lз q

 

q – масса заряда в 1м скважины, кг. (см. Приложения, табл. № 12)

 

Количество рудной массы, добытой из слоя Д_сл, т

 

                 Д_сл=(Вh-S_б) w γ к_и.р./1-р                                          (22)

 

где В – ширина слоя, м;

  h- высота слоя, м;

  S_б – поперечное сечение буровой выработки, м²

  к_и.р. – коэффициент извлечения руды;

  w - Л.Н.С.,

   γ - плотность руды, т\м³;

  р- коэффициент разубоживания.

Фактический удельный расход ВВ на 1 тонну добытой рудной массы q_ф, кг/т

                                              q_ф=Q/Д_сл                                                                    (23)

 

где Q- общий расход ВВ, кг

 

Длина скважин к₁, м\т,  на 1000 т отбитой рудной массы

                                  к₁=1000L/Д_сл                                                                          (24)

 

где L – суммарная длина скважин на слой, м

 

Выход рудной массы к₂ , т, с 1 м скважины

                                       к₂=1000/к₁                                                                          (25)

 

Продолжительность бурения скважин в слое t_б, смен

                                       t_б=L/n_бП_б                                                                                                                   (26)

 

 

где n_б- число буровых станков в работе, ( указать марку)

   П_б- эксплуатационная производительность бурового станка, м/смену

 

Трудоемкость работ по бурению скважин в слое N_б, чел-смены

                                             N_б=n_рt_б                                                                        (27)

где n_p- число рабочих занятых на бурении

 

Трудоемкость работы по бурению скважин N_бо, чел\см,  на 1000 т добытой рудной массы

                                      N_бо=1000N_б/Д_сл                                                                 (28)

 

Продолжительность заряжения скважин t₃, смен

 

                                       t₃ = Q / n₃ П₃                                                                  (29)

 

где n₃ – число зарядных устройств, ( указать марку)

П_з – эксплуатационная производительность зарядного устройства, кг/см.

 

Трудоемкость работ по заряжению скважин, N_{3, чел\см}

 

                                          N₃=n_pt₃                                                                            (30)

где n_р- число рабочих, занятых на заряжении скважин

 

Трудоемкость работ по заряжению скважин N_зо, чел\см, 1000 т добытой рудной массы

                                N₃₀ = 1000 N₃ / Д_сл                                                                 (31)

 

Продолжительность проветривания забоя

                                                                                                           (32)

 

где Q_В –количество воздуха, подаваемого в район взрыва, м³\с

  Q_у – условный заряд ВВ

                                      Q_у = Q_ВВ i                                                                       (33)

 

где i – коэффициент, фактического газовыделения

                             i = V_кам \ Q_ВВ, м³\кг                                                                (34)

Vкам \ QВВ	3	3-10	> 10
i	0, 175	0, 25	0, 3

 

V_з –объем загазованных выработок, м³

                        V_з = V_кам + V_р k_р + V_исх + Q_у В                                                     (35)

 

где V_кам – объем свободной пустоты камеры, м³; (h m L)

V_р – объем взорванной массы, м³ (h m кол-во слоев w )

k_р –коэффициент разрыхления горной массы =1, 5

V_исх – объем выработок, средний на исходящей струе, м³

    

Q_у – условный заряд ВВ

В – количественное значение газовыделения при взрыве 1 кг ВВ =0, 9

 

Продолжительность погрузки руды (уборки отбитой руды) t_у.п.о, смен

 

                                   t_у.п.о= Д_сл /n_уП_у                                                                                                              (36)

 

где n_у – количество механизмов, занятых на уборке отбитой руды, (указать марку)

П_у - эксплуатационная производительность, м/смену.

 

Трудоемкость работ по погрузке N_у, чел-смены

                              N_у=n_рt_у.п.о                                                                                    (37)

 

где n_р- число рабочих занятых на погрузке.

 

 Трудоемкость на погрузке N_д0, чел\см, 1000 т добытой рудной массы

                              N_д0=1000 N_у/Д_сл                                                                                                                (38)

 

Распределение производственных процессов по сменам сводится в таблицы, в зависимости от класса системы разработки, где на каждый производственный процесс отводится определенное количество смен.

 

Внимание! Дальнейший расчет организации работ будет осуществляться с учетом

                особенностей систем разработки

                 а) Системы с открытым очистным пространством, Iкласс

              б) Этажно-камерные, камерные с последующей закладкой, 7класс

 

Таблица №9                      Продолжительность работ

Производственные процессы	1 сутки			2 сутки, и т.д.
	1см	2см	3см	1см	2см	3см
Бурение
Заряжание и взрывание
Проветривание
Уборка руды

 

Продолжительность цикла составляет t _ц=…смен

В системах разработки с открытым очистным пространством обычно применяется двухстадийная отработка блока- выемка камеры и целиков. Исключение составляет камерно-столбовая с постоянными целиками.

 

Среднесуточная производительность Р_о.к., т, блока ( камеры) при выемке камеры

 

                                     Р_о.к. = Д_ц.к / t_н.к                                                                                        (39)

 

где Д_ц.к.  - количество добываемой в камере рудной массы за цикл работ, = Д_сл т;

t_н.к  - продолжительность цикла работ в камере, смен

 

Продолжительность очистной выемки камеры t_о.к , сут 

 

                                     t_о.к   = Д _к / Р_о.к                                                                             (40)

 

где Д _к - количество рудной массы, добываемой в камере, (см. табл №2, 6 графа)

Р_о.к –среднесуточная производительность, т\сут

 

Число блоков n_о.к. , в одновременной работе для обеспечения заданной

годовой производительности рудника при выемке камер

 

                              n_о.к. =  К _о.к. Аy / т Р_о.к.                                                     (41)

 

где К_о.к. - доля добычи рудной массы из камеры; (см. табл. № 2, 7графа)

А - годовая производительность рудника- из исходных данных, т;

y - коэффициент резерва=1, 2-1, 3;

т - число рабочих дней в году- 305;

Р_{о.к -} среднесуточная производительность камеры, т.

 

Выемка целиков: Удельный расход ВВ на 1 т добытой рудной массы

при выемки целиков q_ц = кг/т.

 

Суммарная длина скважин для разбуривания целиков L, м

                                   L= (Д_{ц ·} q_ц )/ q 0, 7                                                                (42)

 

где Д_ц -количество добытой рудной массы, полученной при выемки целиков (см. табл №2)

q- масса заряда в 1м скважины, кг. (см. Приложения, табл. № 12)

123Следующая ⇒

Поделиться: