- •Курсовой проект
- •Содержание
- •Введение
- •1 Исходные данные для проектирования
- •2 Расчёт вариантов отбойки руды скважинами
- •2.1 Вариант отбойки руды веерами скважин диаметром 65мм.
- •2.2 Вариант отбойки руды веерами скважин диаметром 75 мм
- •2.3 Вариант отбойки руды веерами скважин диаметром 85 мм.
- •4 Слоев.
- •2.4 Технико-экономическое сравнение вариантов и выбор способа отбойки руды
- •3 Расчет вариантов доставки руды в блоке
- •3.1 Обоснование способа подсечки и расчёт параметров бвр на её образование
- •3.2 Расчёт доставки руды скреперными установками 55лс-2
- •3.3 Расчёт доставки руды виброустановками вдпу-4тм
- •3.4 Расчёт доставки руды самоходными погрузочно-доставочными машинами пд-8
- •3.5 Технико-экономическое сравнение вариантов и оптимизации параметров взрывной отбойки и доставки руды в блоке
- •Заключение
- •Список используемой литературы
- •Приложения
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.
