Добавил:
Upload Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:
курсовая работа Воевода.docx
Скачиваний:
0
Добавлен:
01.07.2025
Размер:
226.27 Кб
Скачать

2.1 Вариант отбойки руды веерами скважин диаметром 65мм.

Расчет отбойки руды в блоке введется с учетом образования отрезной щели, паспорт на образование отрезной щели представлен в приложении З.

Схема отбойки руды одиночными параллельными скважинами приведена в приложении А.

Линия наименьшего сопротивления ( , м) определяется по формуле

, (2.2)

где – диаметр скважин, м;

δ – плотность ВВ при заряжании, кг/м3;

Kзап – коэффициент заполнения скважин (Kзап=0,85);

q – удельный расход ВВ, кг/м3 (q=0,74);

.

Расстояние между скважинами в ряду (а, м) определяется по формуле:

b = 1,4× W , (2.3)

b = 1,4 × 1,9 = 2,66

Согласно таблице 2.1, длина скважин в слое составит 1432,4 м, масса заряда ВВ в слое равна 2821,45кг. Коэффициент заполнения был скорректирован и принят индивидуальный для каждой скважины.

Таблица 2.1 Данные по скважинам слоя при веерной отбойке

Блок №1 d=65мм

поэтаж 1

угол наклона

L скважины

коэф. Заполнения

L заряда

М заряда

1

0

53

0,6

31,8

116,07

2

3

53

0,5

26,5

96,725

3

5

53,1

0,5

26,55

96,9075

4

8

53,5

0,6

32,1

117,165

5

11

40,2

0,5

20,1

73,365

6

14

29,5

0,6

17,7

64,605

7

19

21,2

0,6

12,72

46,428

8

25

15,2

0,4

6,08

22,192

9

34

11,2

0,5

5,6

20,44

10

46

8,6

0,5

4,3

15,695

11

61

7

0,5

3,5

12,775

12

79

6,3

0,5

3,15

11,4975

13

94

6,3

0,5

3,15

11,4975

итого

358,1

193,25

705,3625

подэтаж 2

угол наклона

L скважины

коэф. Заполнения

L заряда

М заряда

1

0

53

0,6

31,8

116,07

2

3

53

0,5

26,5

96,725

3

5

53,1

0,5

26,55

96,9075

4

8

53,5

0,6

32,1

117,165

5

11

40,2

0,5

20,1

73,365

6

14

29,5

0,6

17,7

64,605

7

19

21,2

0,6

12,72

46,428

8

25

15,2

0,4

6,08

22,192

9

34

11,2

0,5

5,6

20,44

10

46

8,6

0,5

4,3

15,695

11

61

7

0,5

3,5

12,775

Продолжение таблицы 2.1

угол наклона

L скважины

коэф. Заполнения

L заряда

М заряда

12

79

6,3

0,5

3,15

11,4975

13

94

6,3

0,5

3,15

11,4975

итого

358,1

193,25

705,3625

подэтаж 3

угол наклона

L скважины

коэф. Заполнения

L заряда

М заряда

1

0

53

0,6

31,8

116,07

2

3

53

0,5

26,5

96,725

3

5

53,1

0,5

26,55

96,9075

4

8

53,5

0,6

32,1

117,165

5

11

40,2

0,5

20,1

73,365

6

14

29,5

0,6

17,7

64,605

7

19

21,2

0,6

12,72

46,428

8

25

15,2

0,4

6,08

22,192

9

34

11,2

0,5

5,6

20,44

10

46

8,6

0,5

4,3

15,695

11

61

7

0,5

3,5

12,775

12

79

6,3

0,5

3,15

11,4975

13

94

6,3

0,5

3,15

11,4975

итого

358,1

193,25

705,3625

подэтаж 4

угол наклона

L скважины

коэф. Заполнения

L заряда

М заряда

1

0

53

0,6

31,8

116,07

2

3

53

0,5

26,5

96,725

3

5

53,1

0,5

26,55

96,9075

4

8

53,5

0,6

32,1

117,165

5

11

40,2

0,5

20,1

73,365

6

14

29,5

0,6

17,7

64,605

7

19

21,2

0,6

12,72

46,428

8

25

15,2

0,4

6,08

22,192

9

34

11,2

0,5

5,6

20,44

10

46

8,6

0,5

4,3

15,695

11

61

7

0,5

3,5

12,775

12

79

6,3

0,5

3,15

11,4975

13

94

6,3

0,5

3,15

11,4975

итого

358,1

193,25

705,3625

Итого всего

1432,4

773

2821,45

Объём руды в слое ( , м3) определяется по формуле:

; (2.4)

м3.

Выход руды с 1м скважины ( V0, м3/м) определяется по формуле:

; (2.5)

м3/м.

Фактический удельный расход ( , кг/м3) определяется по формуле:

; (2.6)

кг/м3.

Отклонение от qрасч =0,74 – 5,4 %, что не превышает допустимое 10%. Таким образом, расчёт проведён верно.

Количество слоёв скважин в блоке ( , шт.) определяется по формуле:

, (2.7)

где - ширина блока, м.

5 шт.

Суммарная длинна скважин в блоке ( , м) определяется по формуле:

; (2.8)

Суммарный расход ВВ по блоку ( , кг) определяется по формуле

; (2.9)

Обрушаемый объём руды в блоке (Vбл , м3; т) определяется по формуле

Vбл.= M × H × B ; (2.10)

Vбл.= 56 × 35 × 8 = 15680 м3 или

Qбл. = 15680 × 3,5 = 54880 т.

Выход руды с 1 метра скважин ( , определяется по формуле:

; (2.11)

При веерной отбойке буровых заходок в блоке нет, но для того что забурить веера скважин проходят буровой штрек. Сечение бурового штрека принимаем 7,5м2.

Объем бурового штрека (V бур.штр., м3) определяется по формуле

Vбур.штр. = L бур.штр. × S × n , (2.12)

Vбур.штр = 8 × 7,5 × 4= 240 м3.

Определяем сравнительные затраты по варианту.

Затраты на ПНР ( , руб/т) определяются по формуле

, (2.13)

где - стоимость проведения буровых выработок, руб./м3;

VПНР – объём буровых выработок, м3;

- балансовые запасы руды в блоке, т.

руб/т.

Затраты на бурение скважин ( , руб/т) определяются по формуле

, (2.14)

где - стоимость бурения одного метра шпура (скважин), руб.;

∑Lбур – суммарная глубина шпуров (скважин), м.

руб/т.

Затраты ВВ ( , руб/т) определяется по формуле:

, (2.15)

где - цена применяемого ВВ, руб/кг;

GВВ - расход ВВ на блок (камеру), кг.

руб/т.

Суммарные удельные затраты средств инициирования ( , руб/т) определяются по формуле:

, (2.16)

где - цена применямых СИ, руб/ед;

σСИ' – удельный расход СИ на 1000т руды по данным практики;

Qотб – отбивные запасы в блоке, т.

руб/т.

Затраты на заряжание ВВ ( , руб/т) определяются по формуле

, (2.17)

где - норма выработки на заряжание скважин, т/чел-смену;

Т - тарифная ставка взрывника, руб/смену;

N – кол-во рабочих, обслуживающих зарядное устройство, чел.

руб/т.

Отклонение скважин от проектного контура ( , м) определяется по формуле:

; (2.18)

Потери ( , %) и разубоживание руды ( ,%) на контакте с вмещающими породами при сравнительной оценке вариантов оконтуривания блока определяются по формулам 2.12, 2.13 [1,с.13].

, (2.19)

(2.20)

, - отклонение скважин от проектного контура, м;

- плотность соответственно руды и породы в массиве, т/м3;

- линия наименьшего сопротивления по данным проекта на обработку блока;

- диметр заряда ВВ (скважины), м;э

3 – коэффициент, учитывающий распространение радиальных трещин со стороны заряда в массив руды (породы);

0,01 – коэффициент перехода от процентов к долям единиц;

- мощность рудной залежи, т.

.

Выход промпродукта на ДОФ рудника ( , дол. ед) определяется по формуле:

, (2.21)

где α - содержание полезного компонента в добытой рудной массе, %;

βк - содержание полезного компонента в промпродукте, %;

tхв - содержание полезного компонента в хвостах магнитной сепарации, %.

= .

Ущерб от потерь ( ) и разубоживания ( ) на 1 т балансовой руды (руб) определяется по выражениям 2.7 и 2.8 соответственно[1, с.12]:

; (2.22)

, (2.23)

где П, R - потери и разубоживание руды (доли ед.);

γ0 - выход промпродукта на ДОФ рудника (доли ед.);

Цотп - отпускная цена промпродукта, руб/т;

Сд - затраты на добычу рудной массы, руб/т;

Спер - затраты на переработку рудной массы, руб/т;

К1, К2 – коэффициенты, (К1 = 0,7 ÷ 0,86; К2 = 0,3).

руб/т.

,

Суммарные затраты по варианту ( , руб/т) определяются по формуле (2.1)

= 28,7+110,2+5,04+0,11+0,33+21,5+3,34 = руб.