Главная
Коллекция "Otherreferats"
Геология, гидрология и геодезия
Технологія розробки родовища залізних руд в умовах шахти "Октябрська"
Технологія розробки родовища залізних руд в умовах шахти "Октябрська"
Геолого-промислова характеристика ділянки родовища. Визначення геометричних параметрів системи розробки. Вибір і обґрунтування засобів механізації гірничих робіт. Спосіб відбійки руди, засоби буріння і заряджання свердловин. Доставка і навантаження руди.
| Рубрика | Геология, гидрология и геодезия |
| Вид | курсовая работа |
| Язык | украинский |
| Дата добавления | 08.04.2012 |
| Размер файла | 137,3 K |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
Размещено на http://www.allbest.ru/
Міністерство освіти і науки України
Криворізький технічний університет
Кафедра підземної розробки родовищ корисних копалин
Розрахунково-пояснювальна записка
до курсового проекту з дисципліни
«Технологія підземної розробки родовищ корисних копалин»
Тема курсового проекту
«Технологія розробки родовища залізних руд в умовах шахти «Октябрська»
Виконав
ст.гр. ЗГІП-03-2
Боженко А.В.
Викладач
Хівренко О.Я.
Кривий Ріг 2008р.
1. Геолого-промислова характеристика ділянки родовища
Рудне тіло покладу «Основний» у поверсі гор. 1190/1110м має середні геометричні характеристики: по падінню - 95м; по простяганню - 67м; середня горизонтальна потужність -30,0м; кут падіння - 59?, відноситься до ІІ класу по формі і умовам залягання.
Форма рудного тіла - стовбувата. Рудне тіло покладу «Основний» складене мартитовой рудою (РR1sх6f). Текстура руди - масивна, місцями плойчата. Середня тріщинуватість - 6-15тр/п.м., стійкість нижче середньої - IІІ клас. Коефіцієнт міцності руди f=4-6. Об'ємна вага руди гр=3,57т/м3.
Вміст заліза в руді складає 58,4%
Породи висячого боку представлені кварцитом мартитовим і кварцитом красковим.
Кварцити мають коефіцієнт міцності по шкалі проф. Протод'яконова f=9-11, середньої тріщинуватості, стійкость нижче середньої (IІI клас).
Породи лежачого боку представлені кварцитом мартитовим f=9-11, середньої тріщинуватості, середньої стійкості (II кл).
Напрямок падіння рудного тіла співпадає з падінням вміщуючих порід. (кут падіння - 59°).
Руда схильна до злежування. Пливунів на даній ділянці не очікується.
Поклад і вміщуючі породи повністю дреновані системою гірських виробок і розвідницьких свердловин.
Гірські виробітки вищележачих горизонтів сухі.
2. Аналіз систем розробки, які застосовуються
Виходячи з гірничо-геологічних та гірничотехнічних умов родовища, рекомендацій ДП «НДГРІ» по відпрацюванні покладів багатих руд у поверсі 1190-1110м та досвіду відпрацювання покладів на шахті «Гвардійська» застосовуються такі системи розробки:
- підповерхово-камерна зі скреперною доставкою руди - 40%;
- підповерхового обвалення з вібровипуском руди та скреперною доставкою -60%.
Поклад «Основний» на вищележачому горизонті в поверсі 1100-1032м розроблявся підповерхово-камерною системою розробки з відбійкою руди глибокими свердловинами o105мм горизонтальними віялами по підняттю покладу відповідно до паспорта 1.3.1 [3] із прийомом руди на штреки-скреперування і на ВДПУ-4ТМ. Конструктивні параметри системи розробки: розмір камери по простяганню -16м; розмір камери по падінню - 23м; товщина стелини - 19м.
3. Вибір і обґрунтування системи розробки
Гірничо-геологічне залягання покладу «Основний» в осях 208-213 гор. 1190/1100м та фізико-механічні властивості руди і оточуючих порід дозволяють використати підповерхово-камерну систему розробки з свердловинною відбійкою руди на вертикальну відрізну щілину та вібровипуском руди та скреперною доставкою (паспорт 1.2.3. [4]).
Середні техніко-економічні показники системи розробки:
Потужність покладу, м 20-30
Кут падіння, град 45-60?
Глибина розробки, м 800-1500
Коефіцієнт міцності, f
Руди 5-8
Порід висячого боку >8
Порід лежачого боку >6
Стійкість руди і порід що вміщують середня стійкість і стійкі
Питома довжина нарізних виробок, м/тис.т запасів 5-6,5
Продуктивність очисного вибою, тис.т/міс 22-25
Продуктивність праці робітника, т/чол./зміну
при бурінні штангових шпурів 100-120
при бурінні свердловин 300-400
при випуску та доставці 240-260
по системі 40-44
рівень механізації праці, %
на нарізних роботах 52
на очисних роботах 64
Втрати, % 14-16
Засмічення, % 8-10
4. Визначення геометричних параметрів системи розробки
Визначення і вибір стійких розмірів оголень камери, стійких розмірів міжповерхових і міжкамерних ціликів для підповерхово-камерної системи розробки блоку 208-213 осі гор. 1190-1100м (підповерх гор.1145-1100м) покладу «Основний»:
1. Клас покладу - ІІ;
2. Черга відпрацювання - ІІ;
3. Горизонтальна потужність Мг =30м;
4. Нормальна потужність Мн=25,7м;
5. Кут падіння б =59;
6. Коефіцієнт міцності руди fр= 6;
7. Коефіцієнт міцності порід висячого боку fв/б=11;
8. Коефіцієнт міцності порід лежачого боку fл/б=11;
9. Тривалість існування оголень та ціликів t =3 міс.
10. Стелина -- горизонтальна;
11. Оголення МКЦ і стелини - плоскі
1. Знаходимо граничні значення розрахункових функціональних характеристик:
а) для Нг = 1100м та fр=6
mог = 12м при t = 6 міс.
mог = 12•1,15=13,8м при t = 3 міс
б) для Нг = 1100м та fр= 6
А°стн„ = 1,2 при t = 6 міс.
А°стн = 1,2•0,48 = 0,58 при t = 3 міс.
в) для визначення mов знаходимо mог для Нв = 1145 - 40/2=1122 та fр=6 при t=3місяці: mов = mог з3
при t = 6 міс: mог = 12м;
при t = 3 міс: mог = 12•1,15=13,8м
при t = 3 міс : mов = mог з3 = 13,8•1,48 = 20,4м.;
г) для визначення граничного значення еквівалентних прогонів похилих оголень порід висячого боку в камері, визначаємо за виразами:
для Нв = 1122м та fр= 6
А°ц = 1,2 при t = 6 міс.
А°ц = 1,2•0,48=0,58 при t = 3 міс
д) для визначення l°н згідно виразу (1.19) знаходимо за графіками m°г для Нв = 1122м і fв/б=11 при t = 6 міс. mог = 22м
при t = 3 і з1=1,15міс. mог = 22•1,15=25,3м
lон = 1,35•25,3 = 34,2м
2. Визначаємо геометричні параметри системи розробки:
а) розмір камери за простяганням розраховуємо за знайденим значенням т°г=13,8м та відомій нормальній потужності Мн=25,7м з лівої частини номограми: а = 17м.
б) розмір камери по падінню розраховується за знайденим значенням т°в=20,4м та відомій нормальній потужності Мн=25,7м за номограмою: b=32.
в) розмір камери по падінню приймаємо 40м
г) товщину стелини визначаємо з номограми за функціональними характеристиками проектованого блоку:
А°стн = 0,58; т°г = 13,8м та lн = 34,2м: hст =20 м;
д) за відомою товщиною стелини hст=20м та заданій висоті підповерху, уточнюємо розмір камери по падінню (рис. 1.13 [3]): b=23м;
є) згідно формули (1.2[3]) визначаємо значення еквівалентного прогону вертикального оголення міжкамерного цілика:
ж) ширину міжкамерного цілика розраховуємо по номограмі (рис. 1.14[3]) за Аоц=0,58,
mв = 14,8м та lн = 34,2м: с= 13м.
За виконаним розрахунком параметрів поверхово-камерної системи розробки. Прийняті параметри:
Довжина камери за простяганням а = 17м;
Висота камери b = 23м;
Товщина покрівлі hст = 20м;
Тимчасовий цілик с = 13м.
5. Вибір і обґрунтування способів та засобів механізації гірничих робіт
Для проведення горизонтальних виробок відкотного горизонту передбачається комплекс машин, який складається з бурової каретки СБКНС-2М, навантажувальної машини ППН-3, прохідницького вагона БПК-10 та зарядчика ЗП-2. Продуктивність комплексу 80-100 м/міс.
Для проведення горизонтальних підповерхових виробок використовуються перфоратори ПП-25, для доставки руди використовуються скреперні установки 17ЛС-2С, 30ЛС-2С.
Проведення вертикальних виробок виконується ручними перфораторами ПТ-36 та ПТ-48 таза допомогою прохідницьких комплексів типа КПВ-2, КПВ-4, КПН. Продуктивність комплексу - 70 м/міс.
Для розбурювання штангових шпурів використовуються перфоратори типа ПТ-38, ПТ-48 і ЛК-71.
Буріння глибоких свердловин передбачається виконувати буровими станками НКР-100М і ПБУ-80. Для доставки руди в межах блоку використовуються скреперні установки 30ЛС-2СМ, 55ЛС-2СМ. Для механізації робіт по кріпленню гірничих виробок передбачається використання машин для укладки бетону та кріплення.
5.1 Підготовка та нарізка блоку
У першу чергу проходяться орти заїзди в осях 208-213 горизонту 1190 метра.
З ортів-заїздів засікаються вентиляційно-ходові підняттєві, які з'єднують горизонт з гор. 1100м і служать для вентиляції блоку і як запасні виходи з нього. Крім того, з ортів-заїздів проводяться рудоспуски й господарчий підняттєвий. На горизонті доставки проводяться збійки між ходовими й рудоспусками, розпочинається проходка виробок скреперування площею поперечного перерізу 4,3м2. Одночасно з проведенням виробок скреперування засікаються дучки перетином 1,5?1,5, з яких на буровому горизонті проводяться буровий штрек або орти площею поперечного перерізу 9м2. З бурового штреку розпочинають утворення траншейної підсічки. У центрі бурового штреку проводять вентиляційний орт, який збивають з вентиляційним підняттєвим.
Для розбурювання масиву руди глибокими свердловинами в лежачому боці покладу проводиться буровий штрек площею поперечного перерізу 9м2.
5.2 Спосіб відбійки руди, засоби буріння і заряджання свердловин
Руду в межах камери відбивають горизонтальними віялами глибоких свердловин o105мм на компенсаційний простір. Свердловини розбурюються верстатом НКР-100М.
В якості вибухової речовини використовуємо гранульовані ВР - «Грамоніт 79/21», патроновані ВР - «Амоніт 6ЖВ».
Заряд вибухової речовини у свердловині має такий вигляд: по всій довжині свердловина заряджається гранульованою вибухівкою. Ініціація виконується патроном бойовиком що складається з 5 патронів«Амоніта 6ЖВ» і двох електродетонаторів.
Для розрахунків при відпрацюванні покладу підриванням віял свердловин приймаємо:
- густина механізованої зарядки для свердловин діаметром 105мм - 8,6 кг/п.м.;
- густина зарядки для свердловин діаметром 65мм розвороту випускних дучок - 4 кг/п.м.;
- величина недозаряду приймається рівною 30%;
5.3 Вибір способів і засобів випуску, доставки і навантаження руди
Розмір кондиційного куска за даними практики приймається рівним 400мм.
За даними практики на підземних підприємствах по видобутку залізної руди Кривбасу використовуються при підповерхово-камерних системах розробки скреперні установки 30ЛС-2С і 55ЛС-2С, технічна продуктивність яких складає 250-310 т/зміну. Скреперні установки широко розповсюджені при розробці слабких та середньої міцності руд в умовах підвищеного гірського тиску. Це пояснюється не високою вартістю обладнання, простотою і надійністю його в роботі, невеликими габаритами, масою і відносно високими техніко-економічними показниками.
Руду скреперують по виробкам у підняттєві висотою від 5-8 до 40-60м, або з безпосереднім завантаженням вагонеток через полки.
Продуктивність скреперної доставки залежить від потужності лебідки, місткості скрепера, довжини скреперування, якості подрібнення руди при відбійці. Навантаження руди у проектованому блоці проводиться незалежно у доставочних ортах відстань між якими становить 60м. Відстань між осями дучок становить 5м. Товщина днища приймається рівною 7м. Випуск руди проводиться з дучок висотою 7м, які під час проведення очисних робіт розвертаються у прийомні воронки. Діаметр прийомних воронок у верхній частині складає - 5м, нижня частина воронки має діаметр - 1,5м.
5.4 Вибір способів і порядку виймання ціликів і стелин
Запаси руди в покрівлі відбивають вертикальними віялами глибоких свердловин o105мм. Свердловини розбурюються верстатом НКР-100М. Обвалену руду випускають через дучки за допомогою скреперних установок 30ЛС-2С та 55ЛС-2С з навантаженням її у вагони на відкотному горизонті.
Руду в межах цілика відбивають вертикальними віялами глибоких свердловин o105мм на затиснене середовище. Свердловини розбурюються верстатом НКР-100М. Обвалену руду випускають через дучки за допомогою скреперних установок ЛС-30-2С у рудоспуск.
6. Розрахунок системи розробки
6.1 Розподіл запасів руди в блоці по елементам і видам робіт, визначення показників видобування руди та питомих витрат підготовчо-нарізних виробок
6.2 Розрахунок проведення нарізних виробок
Розрахунок проведення штрека скреперування
В руді міцністю 6 балів за шкалою проф. Протод'яконова проводиться штрек площею поперечного перетину 6,7м2.
Для проведення виробки застосовується: перфоратор ПР-25МВ; скреперна установка 30ЛС-2С зі скрепером ємністю 0,4м3, відстань скреперування 25м. Кріплення УПК-22-6,7 з установкою рам через 1м та затяжкою розпилом.
Визначаємо кількість шпурів за формулою проф. Протод'яконова:
N = 2,3·S , штук
Де S - перетин виробки;
f = міцність за шкалою проф. Протод'яконова.
N = 2,3·6,7 = 14 штук
Визначаємо довжину контурних та врубових шпурів:
Lосн= (0,5 - 0,85)·В, м;
Lвр= 1,15 Lк, м
де В - ширина виробки, м;
Lосн= (0,5 - 0,85)·2,6 = 1,5м;
Lвр= 1,15·1,5 = 1,7м.
Визначаємо за формулою Стешенко питому витрату ВР:
q = 0,43·l' , кг/м3,
де l' - питома витрата шпурів, м/м3;
l' = lзаг / V, м
де lзаг - загальна довжина шпурів, м;
l'заг = Lк Nк + Lвр Nвр ,м
l'заг = 1,5·9+1,7·5 = 22м
V - об'єм гірничої маси, що відбивається, м3.
V = lосн·Квш·S, м3
де lк - довжина контурних шпурів, м;
Квш - коефіцієнт використання шпура;
S - перетин виробки, м2.
V = 1,5·0,9·6,7 = 9м3
l' =22 / 9 = 2,44 м/м3
q = 0,43·2,44· = 1,64 кг/м3
Визначаємо необхідну кількість ВР на вибій:
Q = q·V, кг
Де q - питома витрата ВР, кг/м3;
V - об'єм гірничої маси, що відбивається, м3.
Q = 1,64·9 = 14,8кг
Норма виробки на буріння шпурів:
Нбур= Ндов·К1·К2·К3, м/зміну
де Ндов - норма виробки бурильника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
К2 - коефіцієнт, який враховує доставку ВР бурильником;
К3 - коефіцієнт, який враховує заряджання шпурів бурильником.
Нбур= 2,91·1,1·0,95 = 3,04 м/зміну
Норма виробки скрепериста визначається за виразом:
Нскр = Ндов·К1 / S, м/зміну
Де Ндов - норма виробки скрепериста за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
S - перетин виробки.
Нскр = 25,9·1,1 / 6,7 = 4,25 м/зміну.
Норма виробки кріпильника:
Нкр= Ндов·К1·К2·, м/зміну
де Ндов - норма виробки кріпильника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
К2 - коефіцієнт, який враховує затяжку покрівлі та боків виробки розпилом.
Нкр= 1,7·1,1·1,1 = 2,06 м/зміну
буріння руда гірничий родовище
Визначення трудомісткості циклу при проведені штрека-скреперування
|
Вид роботи |
Одиниця вимірювання |
Норма виробки, м/зм |
Продуктивність |
Трудомісткість робіт на 1м виробки |
За цикл |
||||
|
за нормою |
за продук-тивністю |
Просування вибою |
Трудомісткість робіт |
||||||
|
за нормою |
за продук-тивністю |
||||||||
|
Прибирання породи |
м |
3,86 |
4,25 |
0,259 |
0,235 |
1,3 |
0,337 |
0,306 |
|
|
Кріплення |
м |
1,7 |
2,06 |
0,59 |
0,49 |
1,3 |
0,767 |
0,637 |
|
|
Буріння, заряджання, підривання |
м |
2,91 |
3,04 |
0,34 |
0,33 |
1,3 |
0,442 |
0,429 |
|
|
Разом |
м |
1,189 |
1,372 |
Згідно трудомісткості приймаємо штат ланки Пл = 2 чоловіка.
Комплексна норма виробки на 1 проходчика
Нком = 1/УГР 5 =1/1,189 = 0,84 м/зміну
Нком'=Нком·S=0,84·6,7=5,63 м3/зміну
Розподіл часу по видам робіт
|
Вид роботи |
Трудомісткість робіт |
Кількість працівників на одному виді робіт |
Тривалість, хвил |
|
|
Прибирання породи |
0,306 |
2 |
64 |
|
|
Кріплення |
0,637 |
2 |
134 |
|
|
Буріння, заряджання, підривання |
0,429 |
1 |
180 |
|
|
Невраховані роботи |
22 |
Циклограма проведення штрека-скреперування
|
Вид робіт |
Тривалість, хвил |
І зміна |
||||||||
|
Години зміни |
Перерва |
|||||||||
|
ПВБС |
20 |
|||||||||
|
Прибирання породи |
64 |
|||||||||
|
Кріплення |
134 |
|||||||||
|
Невраховані роботи |
22 |
|||||||||
|
Буріння, заряджання, підривання |
180 |
Витрати енергії та матеріалів
Визначаємо питомі витрати стисненого повітря:
qст.п = , м3/м
де qn - витрати стислого повітря перфоратором ПП-25МВ, м3/хвил;
nn - кількість перфораторів;
Кодн - коефіцієнт, який враховує одночасність роботи механізмів;
Кв.п. - коефіцієнт, який враховує втрати стисненого повітря;
tбур - тривалість буріння шпурів, хвил;
tп.в. - просування вибою за цикл.
qст.п = = 860 м3/м
Визначаємо питомі витрати електроенергії:
qе = , кВт·г/т,
де Nдв - потужність двигуна, кВт;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, год;
Квик - коефіцієнт використання скреперної установки, долі од.;
здв - ККД двигуна, долі од.;
Нскр - продуктивність праці на скреперній доставці, т/зміну.
qе = =0,46 кВт·г/т,
Витрати основних матеріалів приймаємо по затвердженим нормам витрати матеріалів:
|
Найменування |
Показник |
|
|
Питомі витрати ВР, кг/м |
27,1 |
|
|
Питомі витрати електродетонаторів, шт./м |
21 |
|
|
Питомі витрати бурової сталі, кг/м |
2,392 |
|
|
Питомі витрати бурових коронок, шт./м |
1,058 |
|
|
Питомі витрати металокріплення, кг/м |
87,5 |
|
|
Питомі витрати лісу, м3/м |
0,19 |
|
|
Питомі витрати тросу, кг/м |
1,214 |
Розрахунок проведення блокового підняттєвого
По породам міцністю f=11 проводиться підняттєвий площею поперечного перетину S=2,25м2. Висота підняттєвого 88 метрів. Для проведення підняттєвого використовується прохідницький комплекс КПВ-4 з перфораторами ПТ-36(швидкість буріння 282мм/хв), навантажувальна машина ППН-3, вагонетка ВГ-4,5. Після проведення підняттєвого та демонтажу обладнання він обладнується драбинним ходом.
Визначаємо кількість шпурів за формулою проф. Протод'яконова:
N = 2,7·S , штук
Де S - перетин виробки;
f = міцність за шкалою проф. Протод'яконова.
N = 2,7·2,25 = 10 штук
Визначаємо довжину контурних та врубових шпурів шпурів:
Lк= (0,5 - 0,85)·В, м;
Lвр= 1,15 Lк, м
де В - ширина виробки, м;
Lк= (0,5 - 0,85)·1,5 = 1,3м;
Lвр= 1,15·1,0 = 1,5м.
Визначаємо час на буріння шпурів:
Тб= (lзаг/0,8·vб)·Тпер+Тпід, хвил.,
Де lзаг - загальна довжина шпурів, м;
Tпер - час на перерву;
vб - швидкість буріння, м/хвил;
Тпід - час на підготовку машини, хвил.
Тб = (13,8/0,8·0,282)·1,03+40 = 103 хвил.
Визначаємо за формулою Стешенко питому витрату ВР:
q = 0,43·l' , кг/м3,
де l' - питома витрата шпурів, м/м3;
l' = lзаг / V, м
де lзаг - загальна довжина шпурів, м;
l'заг = Lк Nк + Lвр Nвр ,м
l'заг = 1,3·6+1,5·4 = 13,8м
V - об'єм гірничої маси, що відбивається, м3.
V = lк·Квш·S, м3
де lк - довжина контурних шпурів, м;
Квш - коефіцієнт використання шпура;
S - перетин виробки, м2.
V = 1,3·0,9·2,25 = 2,63м3
l' =13,8 / 2,63 = 5,25м/м3
q = 0,43·5,25· = 5,17кг/м3
Визначаємо необхідну кількість ВР на вибій:
Q = q·V, кг,
Де q - питома витрата ВР, кг/м3;
V - об'єм гірничої маси, що відбивається, м3.
Q = 5,17·2,63 = 13,6кг
Визначаємо норму виробки бурильника:
Нбур= Ндов·К1·К2·К3·К4, м/зміну
Нбур= 3,66·1,16·0,85·0,9·0,95 = 3,09 м/зміну
Визначаємо норму виробки прохідника при нарощуванні монорейок:
Ннар= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки на нарощування монорейок;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Ннар= 3,7·1,16 = 4,29 м/зміну
Норма виробки машиніста навантажувальної машини ППН-3 при ширині виробки 3,6м, ємності вагона 4,5м3 та відстані до обмінного пункту 40м, визначається за виразом:
Нмаш = Ндов·К1·К2 / S, м/зміну
Де Ндов - норма виробки машиніста за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
К1 - коефіцієнт, який враховує прибирання породи з під підняттєвого;
S - перетин виробки.
Нмаш = 64,69·1,16·1,21 / 3,6 = 25,22 м/зміну.
Визначаємо просування вибою за цикл:
lп.в. = Lк·Квш, м/зміну,
де Lк - довжина контурних шпурів, м;
Квш - коефіцієнт використання шпура.
lп.в. = 1,3·0,9 = 1,2м/зміну
Визначаємо швидкість проведення підняттєвого:
Vп = lп.в.·nзмін·Nв, м/міс
Де lп.в.·- продвигання вибою за зміну;
nзмін - кількість змін на добу;
Nв - кількість робочих змін на місяць.
Vп = 1,2·3·22 = 79,2м/міс
Визначення трудомісткості циклу при проведені підняттєвого
|
Вид роботи |
Одиниця вимірювання |
Норма виробки, м/зм |
Продуктивність |
Трудомісткість робіт на 1м виробки |
За цикл |
||||
|
за нормою |
за продук-тивністю |
Просування вибою |
Трудомісткість робіт |
||||||
|
за нормою |
за продук-тивністю |
||||||||
|
Прибирання породи |
м |
25,22 |
27,74 |
0,039 |
0,036 |
1,2 |
0,047 |
0,04 |
|
|
Нарощування монорейок |
м |
4,29 |
4,72 |
0,233 |
0,212 |
1,2 |
0,28 |
0,25 |
|
|
Буріння, заряджання, підривання |
м |
3,09 |
3,4 |
0,32 |
0,29 |
1,2 |
0,38 |
0,35 |
|
|
Разом |
м |
0,592 |
0,64 |
Згідно трудомісткості приймаємо штат ланки Пл = 1 чоловік.
Комплексна норма виробки на 1 проходчика
Нком = 1/УГР 5 =1/0,592 = 1,69 м/зміну
Нком'=Нком·S=1,69·2,25=3,8 м3/зміну
Розподіл часу по видам робіт:
|
Вид роботи |
Трудомісткість робіт |
Кількість працівників на одному виді робіт |
Тривалість, хвил |
|
|
Прибирання породи |
0,04 |
1 |
17 |
|
|
Нарощування монорейок |
0,25 |
1 |
105 |
|
|
Буріння, заряджання, підривання |
0,35 |
1 |
147 |
|
|
Невраховані роботи |
131 |
Циклограма проведення підняттєвого
|
Вид робіт |
Тривалість, хвил |
І зміна |
||||||||
|
Години зміни |
Перерва |
|||||||||
|
1 |
2 |
3 |
4 |
5 |
6 |
7 |
8 |
|||
|
ПВБС |
20 |
|||||||||
|
Прибирання породи |
17 |
|||||||||
|
Нарощування монорейок |
105 |
|||||||||
|
Буріння, заряджання, підривання |
147 |
|||||||||
|
Невраховані роботи |
131 |
Витрати енергії та матеріалів
Визначаємо питомі витрати стисненого повітря:
qст.п = = 789 м3/м
Витрати основних матеріалів приймаємо по затвердженим нормам витрати матеріалів:
|
Найменування |
Показник |
|
|
Питомі витрати ВР, кг/м |
13,2 |
|
|
Питомі витрати електродетонаторів, шт./м |
8,3 |
|
|
Питомі витрати бурової сталі, кг/м |
1,093 |
|
|
Питомі витрати бурових коронок, шт./м |
0,7 |
6.3 Розрахунок очисної виїмки
6.3.1 Розрахунок утворення прийомних воронок
Прийомні воронки утворюються підриванням комплекту штангових шпурів o65мм, пробурених навколо дучки знизу-вгору.
Для розрахунку розгортання воронок на кресленні системи розробки визначаємо параметри воронок: висоту воронки, відстань між дучками.
W=Кн?Со?Сз?с?з = 0,9?37?0,065?0,9?1=2,0(м),
Де Кн=0,9-1 - коефіцієнт, який неоднорідність масиву;
Со - показник підриваємості середовища;
Сз=0,065м - діаметр заряду, м;
с = 1г/см3 - щільність ВР у заряді;
з = 1 - коефіцієнт потужності ВР.
Со=20+56•е-0,2f = 20+56•2,7-1,2 =37
= 2,2(м)
Де f - коефіцієнт міцності руди.
Визначаємо кількість руди обваленої з однієї воронки:
Авор = , т
Де hв = 2,5м - висота обвалення воронки 1 дучки;
R = 2,5м - радіус верхньої основи воронки;
r = 0,75м - радіус нижньої основи воронки;
гр = 3,6т/м3 - об'ємна щільність руди.
Авор = = 81,1 т.
Для розгортання однієї воронки необхідно пробурити два кільцевих віяла штангових шпурів, перший на відстані 0,5м від кола воронки, а другий на відстані 0,5м від першого.
Визначаємо кількість штангових шпурів у першому віялі:
n1 = 2рR1/а, шт
де R1 - радіус першого віяла, м
R1 = R - 0,5 = 2
n1 = 2·3,14·2/2,25= 6шт.
Визначаємо кількість штангових шпурів у другому віялі:
n2 = 2рR2/а, шт,
де R1 - радіус першого віяла, м
R2 = R1 - 0,5 = 1,5
N2 = 2·3,14·1,5/2,25 = 5шт.
Сумарна довжина штангових шпурів дорівнює ?lшп = 22,5м
Вихід руди з 1м шпура визначаємо за виразом:
л=Авор/?lшп, т/м
л= 81,1/22,5 = 3,6т/м
Буріння штангових шпурів здійснюється перфоратором ПТ-36
Норма виробки бурильника штангових шпурів становить:
Нбур= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки бурильника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нбур= 37,66·1,1 = 41,4 м/зміну
Визначаємо продуктивність праці при бурінні штангових шпурів:
Тбур = ?lшп/ Нбур, чол./змін
Тбур =22,5/41,4 = 0,54 чол/зміни.
Норма виробки бурильника в тонах руди:
Нбур = = = 150т/зміну
Норма виробки кріпильника при обладнані дучки під буріння штангових шпурів:
Нкр= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки кріпильника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нкр= 6,44·1,1 = 7,1 м/зміну
Визначаємо продуктивність праці на обладнання дучки:
Ткр = hдуч/ Нбур, чол./змін
Ткр =2,5/7,1 = 0,35 чол/зміни.
Норма виробки кріпильника в тонах руди:
Нкр = = = 232т/зміну
Визначаємо норму виробки люкового при навантаженні у вагони ємністю 4,5м3, трудомісткість випуску руди 1,4-1,8 чол.хв/м3.
Нлюк= Ндов·К1· гр, т/зміну
де Ндов - норма виробки люкового за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
гр = 3,6т/м3 - об'ємна щільність руди.
Нлюк = 35,4·1,1·3,57 = 139 т/зміну
Визначаємо загальну кількість руди, що видобувається з воронок:
А заг вор = Авор·Nв, т
А заг вор = 81,1·8 = 648,8т
Визначаємо питомі витрати ВР на 1т руди:
qвр=qтаб/ гр = 1,183/3,57 = 0,33 кг/т
Визначаємо загальні витрати ВР на зарядку всіх воронок блоку:
Qвр = qвр· А заг вор= 0,33·648,8 = 214кг
Норма виробки ланки з 3-х підривників на заряджання штангових шпурів зарядною машиною ЗМК-1 з введенням патронів-бойовиків визначається за виразом:
Нпід= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки підривника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нпід= 1,9·1,1 = 2,1 м/зміну
Визначаємо продуктивність праці на заряджання воронок:
Тзар = Qвр / Нпід, чол./змін
Тзар =214/2100 = 0,1 чол/зміни.
Норма виробки підривника в тонах руди:
Нпід = А заг вор / Тзар Nпід = 648,8/0.1·1 = 6488т/зміну
Визначаємо витрати ЕД:
?Qдет = Nшпурів· nдет =88·1=88штуки
Визначаємо питомі витрати ЕД:
qдет=?Qдет/ А вор= 88/648,8 =0,14шт/т
Визначаємо питомі витрати стисненого повітря:
qст.п = +, м3/т
де qn - витрати стислого повітря перфоратором ПТ-36, м3/хвил;
nn - кількість перфораторів;
qn - витрати стислого повітря зарядною машиною, м3/хвил;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, хв;
Нпід - норма виробки підривника т/зміну;
Нбур - норма виробки бурильника т/зміну.
qст.п = = 11,4 м3/т
Визначаємо питомі витрати електроенергії:
qе = , кВт·г/т,
де Nдв - потужність двигуна, кВт;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, год;
Квик - коефіцієнт використання скреперної установки, долі од.;
здв - ККД двигуна, долі од.;
Нскр - продуктивність праці на скреперній доставці, т/зміну.
qе = =0,46 кВт·г/т,
Визначаємо питомі витрати бурової сталі:
qст.б = ==0,09 кг/т
Визначаємо питомі витрати бурових коронок:
qкор= ==0,03 шт/т
6.3.2 Розрахунок підсічки рудного масиву
Визначаємо кількість руди у підсічці:
Ап=N?Sп·lп·гр = 510·11·3,57=20028т
Визначаємо лінію найменшого опору:
W=Кн?Со?Сз?с?з = 0,9?37?0,065?0,9?1=2,0(м),
Де Кн=0,9-1 - коефіцієнт, який неоднорідність масиву;
Со - показник підриваємості середовища;
Сз=0,065м - діаметр заряду, м;
с = 1г/см3 - щільність ВР у заряді;
з = 1 - коефіцієнт потужності ВР.
Со=20+56•е-0,2f = 20+56•2,7-1,2 =37
= 2,2(м),
Де f - коефіцієнт міцності руди.
Загальна довжина шпурів становить ?lсв=4692м
Визначаємо вихід руди з одного метра шпура:
л=Ап/?lшп= 20028/4692 = 4,3т/м
Визначаємо загальні витрати ВР на утворення відрізної щілини:
Qвр= ?lшп·Кз·д, кг,
Де Кз - коефіцієнт заряджання;
д - кількість ВР на 1м свердловини, кг/м
Qвр= 4692·1·3,3 =15485 кг
Визначаємо питомі витрати ВР на утворення відрізної щілини:
qвр =Qвр/Ап = 15485/20028 = 0,77кг/т
Норма виробки бурильника становить:
Нбур= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки бурильника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нбур= 29,85·1,1 = 32,8м/зміну
Визначаємо продуктивність праці при бурінні свердловин:
Тбур = ?lшп/ Нбур, чол./змін
Тбур =4692/32,8 = 143 чол/зміни.
Норма виробки бурильника в тонах руди:
Нбур = = = 140 т/зміну
Визначаємо норму виробки люкового при навантаженні у вагони ємністю 4,5м3, трудомісткість випуску руди 1,4-1,8 чол.хв/м3.
Нлюк= Ндов·К1· гр, т/зміну
де Ндов - норма виробки люкового за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
гр = 3,6т/м3 - об'ємна щільність руди.
Нлюк = 42,5·1,1·3,57 = 167 т/зміну
Норма виробки ланки з 3-х підривників на заряджання свердловин зарядною машиною ЗМК-1 з введенням патронів-бойовиків визначається за виразом:
Нпід= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки підривника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нпід= 2,06·1,1 = 2,27 м/зміну
Визначаємо продуктивність праці на заряджання свердловин:
Тзар = Qвр / Нпід, чол./змін
Тзар =15485/2270 = 7 чол/зміни.
Норма виробки підривника в тонах руди:
Нпід = Ап / Тзар Nпід = 20028/7·3 = 954т/зміну
Визначаємо питомі витрати детонаторів на утворення відрізної щілини:
qдет =1,1·Nшп·nшп/Ап = 1,1·427·1/20028 = 0,023шт/т
Визначаємо питомі витрати стисненого повітря:
qст.п = +, м3/м
де qn - витрати стисненого повітря верстатом НКР-100М, м3/хвил;
qn - витрати стисненого повітря зарядною машиною, м3/хвил;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, хв;
Нпід - норма виробки підривника т/зміну;
Нбур - норма виробки бурильника т/зміну.
qст.п = = 11,7 м3/т
Визначаємо питомі витрати електроенергії:
qе = , кВт·г/т,
де Nдв - потужність двигуна, кВт;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, год;
Квик - коефіцієнт використання скреперної установки, долі од.;
здв - ККД двигуна, долі од.;
Нскр - продуктивність праці на скреперній доставці, т/зміну.
qе = =0,46 кВт·г/т
6.3.3 Розрахунок відпрацювання запасів камери
Руду в межах камери відбивають пучками глибоких свердловин o105мм на горизонтальний компенсаційний простір. Свердловини розбурюються верстатом НКР-100М. Обвалену руду випускають через дучки за допомогою скреперних установок з навантаженням її у вагони на відкотному горизонті.
Визначаємо кількість руди у камері
Ак=hк·lк·bк·гр = 9·17·30·3,57=16386т
Визначаємо лінію найменшого опору:
W=Кн?Со?Сз?с?з = 0,9?37?0,105?0,9?1=3,1(м),
Де Кн=0,9-1 - коефіцієнт, який неоднорідність масиву;
Со - показник підриваємості середовища;
Сз=0,065м - діаметр заряду, м;
с = 1г/см3 - щільність ВР у заряді;
з = 1 - коефіцієнт потужності ВР.
Со=20+56•е-0,2f = 20+56•2,7-1,2 =37
= 3,5(м),
Де f - коефіцієнт міцності руди.
Загальна довжина свердловин становить ?lсв=810м
Визначаємо вихід руди з одного метра свердловини:
л=Ак/?lсв= 16386/810 = 20,23т/м
Визначаємо загальні витрати ВР на відбійку масиву:
Qвр= ?lсв·Кз·д, кг,
Де Кз - коефіцієнт заряджання;
д - кількість ВР на 1м свердловини, кг/м
Qвр= 810·0,7·8,6 =4876 кг
Визначаємо питомі витрати ВР:
qвр =Qвр/Ак = 4876/16386 = 0,29кг/т
Норма виробки бурильника становить:
Нбур= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки бурильника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нбур= 41,3·1,1 = 45,4 м/зміну
Визначаємо продуктивність праці при бурінні свердловин:
Тбур = ?lсв/ Нбур, чол./змін
Тбур =810/45,4 = 18 чол/зміни.
Норма виробки бурильника в тонах руди:
Нбур = = = 910 т/зміну
Визначаємо норму виробки люкового при навантаженні у вагони ємністю 4,5м3, трудомісткість випуску руди 0,51-0,6 чол.хв/м3.
Нлюк= Ндов·К1· гр, т/зміну
де Ндов - норма виробки люкового за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
гр- об'ємна вага руди,т/м3.
Нлюк = 47,2·1,1·3,57 = 167 т/зміну
Норма виробки ланки з 3-х підривників на заряджання свердловин зарядною машиною ЗМК-1 з введенням патронів-бойовиків визначається за виразом:
Нпід= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки підривника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нпід= 2,06·1,1 = 2,27 м/зміну
Визначаємо продуктивність праці на заряджання свердловин:
Тзар = Qвр / Нпід, чол./змін
Тзар =4876/2270 = 2 чол/зміни.
Норма виробки підривника в тонах руди:
Нпід = Ак / Тзар Nпід = 16386/2·3 = 2731т/зміну
Визначаємо питомі витрати детонаторів:
qдет =1,1·Nсв·nсв/Ак = 1,1·20·2/16386 = 0,003шт/т
Визначаємо питомі витрати детонаційного шнуру:
qдш =1,1·Nсв·lдш/Ак = 1,1·20·3/16386 = 0,005м/т
Визначаємо питомі витрати стисненого повітря:
qст.п = +, м3/м
де qn - витрати стисненого повітря верстатом НКР-100М, м3/хвил;
qn - витрати стисненого повітря зарядною машиною, м3/хвил;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, хв;
Нпід - норма виробки підривника т/зміну;
Нбур - норма виробки бурильника т/зміну.
qст.п = = 6,0 м3/т
Визначаємо питомі витрати електроенергії:
qе = , кВт·г/т
де Nдв - потужність двигуна, кВт;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, год;
Квик - коефіцієнт використання скреперної установки, долі од.;
здв - ККД двигуна, долі од.;
Нскр - продуктивність праці на скреперній доставці, т/зміну.
qе = =0,46 кВт·г/т,
6.3.4 Розрахунок обвалення покрівлі
Руду відбивають вертикальними віялами глибоких свердловин o105мм. Свердловини розбурюються верстатом НКР-100М. Обвалену руду випускають через дучки за допомогою скреперних установок з навантаженням її у вагони на відкотному горизонті.
Визначаємо кількість руди у покрівлі:
Аст=lст·Sст·гр = 20·510·3,57=36414т
Визначаємо лінію найменшого опору:
W=Кн?Со?Сз?с?з = 0,9?37?0,105?0,9?1=3,1(м),
Де Кн=0,9-1 - коефіцієнт, який неоднорідність масиву;
Со - показник підриваємості середовища;
Сз=0,065м - діаметр заряду, м;
с = 1г/см3 - щільність ВР у заряді;
з = 1 - коефіцієнт потужності ВР.
Со=20+56•е-0,2f = 20+56•2,7-1,2 =37
= 3,5(м)
Де f - коефіцієнт міцності руди.
Загальна довжина свердловин становить ?lсв=1624м
Визначаємо вихід руди з одного метра свердловини:
л=Ак/?lсв= 36414/1624 = 22,42т/м
Визначаємо загальні витрати ВР на відбійку масиву:
Qвр= ?lсв·Кз·д, кг,
Де Кз - коефіцієнт заряджання;
д - кількість ВР на 1м свердловини, кг/м
Qвр= 1624·0,7·8,6 =9777 кг
Визначаємо питомі витрати ВР:
qвр =Qвр/Ак = 9777/36414 = 0,27кг/т
Норма виробки бурильника становить:
Нбур= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки бурильника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нбур= 41,3·1,1 = 45,4 м/зміну
Визначаємо продуктивність праці при бурінні свердловин:
Тбур = ?lсв/ Нбур, чол./змін
Тбур =1624/45,4 = 36 чол/зміни.
Норма виробки бурильника в тонах руди:
Нбур = = = 1011,5 т/зміну
Визначаємо норму виробки люкового при навантаженні у вагони ємністю 4,5м3, трудомісткість випуску руди 0,51-0,6 чол.хв/м3.
Нлюк= Ндов·К1· гр, т/зміну
де Ндов - норма виробки люкового за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
гр- об'ємна вага руди,т/м3.
Нлюк = 47,2·1,1·3,57 = 167 т/зміну
Норма виробки ланки з 3-х підривників на заряджання свердловин зарядною машиною ЗМК-1 з введенням патронів-бойовиків визначається за виразом:
Нпід= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки підривника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нпід= 2,06·1,1 = 2,27 м/зміну
Визначаємо продуктивність праці на заряджання свердловин:
Тзар = Qвр / Нпід, чол./змін
Тзар =9777/2270 = 4 чол/зміни.
Норма виробки підривника в тонах руди:
Нпід = Ак / Тзар Nпід = 36414/4·3 = 3035т/зміну
Визначаємо питомі витрати детонаторів:
qдет =1,1·Nсв·nсв/Ак = 1,1·41·2/36414 = 0,002шт/т
Визначаємо питомі витрати детонаційного шнуру:
qдш =1,1·Nсв·lдш/Ак = 1,1·41·3/36414 = 0,004м/т
Визначаємо питомі витрати стисненого повітря:
qст.п = +, м3/м
де qn - витрати стисненого повітря верстатом НКР-100М, м3/хвил;
qn - витрати стисненого повітря зарядною машиною, м3/хвил;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, хв;
Нпід - норма виробки підривника т/зміну;
Нбур - норма виробки бурильника т/зміну.
qст.п = = 5,4 м3/т
Визначаємо питомі витрати електроенергії:
qе = , кВт·г/т,
де Nдв - потужність двигуна, кВт;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, год;
Квик - коефіцієнт використання скреперної установки, долі од.;
здв - ККД двигуна, долі од.;
Нскр - продуктивність праці на скреперній доставці, т/зміну.
qе = =0,46 кВт·г/т,
6.3.5 Розрахунок виїмки МКЦ
Руду в межах цілика відбивають вертикальними віялами глибоких свердловин o105мм на затиснене середовище. Свердловини розбурюються верстатом НКР-100М. Обвалену руду випускають через дучки за допомогою скреперних установок ЛС-30 2С у рудоспуск.
Визначаємо кількість руди у МКЦ
Амкц=hмкц·lмкц·bмкц·гр = 40·30·13·3,57=55692т
Визначаємо лінію найменшого опору:
W=Кн?Со?Сз?с?з = 0,9?37?0,105?0,9?1=3,1(м),
Де Кн=0,9-1 - коефіцієнт, який неоднорідність масиву;
Со - показник підриваємості середовища;
Сз=0,065м - діаметр заряду, м;
с = 1г/см3 - щільність ВР у заряді;
з = 1 - коефіцієнт потужності ВР.
Со=20+56•е-0,2f = 20+56•2,7-1,2 =37
= 3,5(м)
Де f - коефіцієнт міцності руди.
Загальна довжина свердловин становить ?lсв=3010м
Визначаємо вихід руди з одного метра свердловини:
л=Амкц/?lсв= 55692/3010 = 18,5т/м
Визначаємо загальні витрати ВР на відбійку масиву:
Qвр= ?lсв·Кз·д, кг,
Де Кз - коефіцієнт заряджання;
д - кількість ВР на 1м свердловини, кг/м
Qвр= 3010·0,7·8,6 =18122 кг
Визначаємо питомі витрати ВР:
qвр =Qвр/Амкц = 18122/47124 = 0,38кг/т
Норма виробки бурильника становить:
Нбур= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки бурильника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нбур= 41,3·1,1 = 45,4 м/зміну
Визначаємо продуктивність праці при бурінні свердловин:
Тбур = ?lсв/ Нбур, чол./змін
Тбур =3010/45,4 = 66 чол/зміни.
Норма виробки бурильника в тонах руди:
Нбур = = = 714 т/зміну
Визначаємо норму виробки люкового при навантаженні у вагони ємністю 4,5м3, трудомісткість випуску руди 0,51-0,6 чол.хв/м3.
Нлюк= Ндов·К1· гр, т/зміну
де Ндов - норма виробки люкового за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
гр- об'ємна вага руди,т/м3.
Нлюк = 47,2·1,1·3,57 = 167 т/зміну
Норма виробки ланки з 3-х підривників на заряджання свердловин зарядною машиною ЗМК-1 з введенням патронів-бойовиків визначається за виразом:
Нпід= Ндов·К1, м/зміну
де Ндов - норма виробки підривника за довідником;
К1 - коефіцієнт, який враховує збільшення продуктивності праці;
Нпід= 2,06·1,1 = 2,27 м/зміну
Визначаємо продуктивність праці на заряджання свердловин:
Тзар = Qвр / Нпід, чол./змін
Тзар =18122/2270 = 8 чол/зміни.
Норма виробки підривника в тонах руди:
Нпід = Ак / Тзар Nпід = 47124/8·3 = 1964т/зміну
Визначаємо питомі витрати детонаторів:
qдет =1,1·Nсв·nсв/Ак = 1,1·75·2/47124 = 0,004шт/т
Визначаємо питомі витрати детонаційного шнуру:
qдш =1,1·Nсв·lдш/Ак = 1,1·75·3/47124 = 0,005м/т
Визначаємо питомі витрати стисненого повітря:
qст.п = +, м3/м
де qn - витрати стисненого повітря верстатом НКР-100М, м3/хвил;
qn - витрати стисненого повітря зарядною машиною, м3/хвил;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, хв;
Нпід - норма виробки підривника т/зміну;
Нбур - норма виробки бурильника т/зміну.
qст.п = = 7,7 м3/т
Визначаємо питомі витрати електроенергії:
qе = , кВт·г/т,
де Nдв - потужність двигуна, кВт;
Тзм.р - тривалість робочої зміни, год;
Квик - коефіцієнт використання скреперної установки, долі од.;
здв - ККД двигуна, долі од.;
Нскр - продуктивність праці на скреперній доставці, т/зміну.
qе = =0,46 кВт·г/т,
Доставка та навантаження руди
Спосіб доставки руди тісно пов'язаний із системою розробки і обирається разом з нею. Для даної системи розробки прийнята скреперна доставка руди. Використовуються скреперні установки 30ЛС-2С і 55ЛС-2С. на скреперних установках використовуються по два скрепера СГ-0,25Т і СГ-0,4Т для скреперної установки 30ЛС-2С та СГ-0,4Т і СГ-0,4Т для скреперної установки 55ЛС-2С.
Визначаємо технічну продуктивність скреперної установки за виразом:
, т/зміну
Де gскр - вантажопідйомність скрепера, т;
Кн - коефіцієнт наповнення;
гр - об'ємна вага руди у розпушеному стані, т/м3;
vн - швидкість руху навантаженого скрепера, м/с;
vп - швидкість руху порожнього скрепера, м/с;
t - час на зміну напрямку руху, с
=4118,4/16,5 = 250 т/зміну
= 5069/16,5 =307т/зміну
Визначаємо змінну норму виробки скрепериста:
Нскр=
Нскр30=т/зміну
Нскр55=т/зміну
7. Техніка безпеки та промсанітарія
Заходи по збереженню прийомних горизонтів:
1. при проведенні виробок по тектонічним порушенням, кріпити її незалежно від міцності порід металевим кріпленням УПК-17(27)-4,3 з затяжкою боків та покрівлі і ретельною забутівкою виробленого простору;
2. при можливому перетині з гірничими виробками, свердловинами та очисним простором, незатампонованими свердловинами, пробурених з поверхні та порожнинами бурити випереджаючі свердловини;
3. при руйнуванні ціликів покрівлі виробок необхідно проводити контроль з візуальним оглядом стану покрівлі, обирати заколи та при необхідності ремонт кріплення.
Заходи по забезпеченню безпеки праці:
для провітрювання тупікових виробок використовувати ежектор пневматичний типу ЕПГ-2ПМ. Контроль за станом рудничної атмосфери проводить змінний наглядач за допомогою ГХ-5;
в очисних та прохідницьких вибоях зі сторони підведення чистого повітря встановити звукову сирену згідно ПОР, яка попереджає про ведення гірничих робіт;
камеру АПП та ППП обладнати по паспорту ГР-3694-1;
склад для зберігання змінного запасу ВР обладнати по паспорту ГР-3279-2, на сейфі з ВР вішати табличку про наявність ВР;
вогнегасники та інші протипожежні засоби закріпляються на протипожежних щитах для інструменту;
встановлення скреперних установок при нарізних роботах виконувати по паспорту ГР-40-6, в очисних вибоях по паспорту ГР-40-7, ГР-40-8;
розширення виробок з рудоспусків виконувати за паспортом ГР-16-1 і ГР-17-1 зі складанням ПОР та затвердженням його у встановленому порядку;
господарчий підняттєвий обладнати за паспортом ГР-18-2, ніші для матеріалів провести за паспортом ГР-6-1;
ходові підняттєві обладнати за паспортом ГР-29-1 (з відкотних виробок) і ГР-632-1 (з горизонту на горизонт);
ліквідація пустот - при відпрацюванні покладу буде виконана шляхом утворення запобіжної подушки над випускними отворами перепуску налягаючи порід та заповнення очисного простору механічною сумішшю пустих порід та втрачених руд. Локалізація підходів до утвореної порожнини буде виконана шляхом утворення породних перемичок в виробках за паспортами ГР-47-1 і ГР-47-1А.
Боротьба з пилом при проведенні виробок
При проведенні гірничих виробок використовують наступні заходи боротьби з пилом:
змивання осадженого пилу;
зволоження видобутої руди;
встановлення у вибоях зрошувачів направленої дії;
застосування водяної забійки.
Боротьба з пилом при доставці руди: при навантаженні руди віброустановками у вагони передбачаються наступні заходи по зниженню концентрації пилу:
встановлення зрошувальних форсунок з широким кутом розхилу факела.
Боротьба з пилом на відкотних виробках: на відкотних виробках для зниження запиленості встановлюють автоматичні ежектори, зрошувачі і розпилювачі, які вмикають та вимикають по мірі необхідності. Іноді передбачаються водяні завіси, які дозволяють зволожувати руду у вагонетках.
Пилоподавлення при завантаженні гірничої маси з люків здійснюється шляхом зрошення водою. Для автоматизації процесу зрошення застосовуються блокуючи пристрої у вигляді трьох-ходового крану. Для запобігання здування пилу з завантажених вагонів на спряженнях ортів-заїздів зі штреком та штрека з квершлагом встановлюють зрошувальні форсунки. Для вмикання зрошувачів на період проходження потягу застосовується електромагнітний клапан.
Боротьба з шумом та вібрацією
Шум є одним із шкідливих факторів, які впливають на здоров'я робітників.
Гранично допустимак величина рівня шуму без застосування захисних засобів складає 135Дб. При рівні шуму вище цього значення перебування людей в його зоні заборонено.
В шахтах джерелом шуму та різних шкідливих факторів є гірничі машини та механізми.
Для зниження механічного шуму застосовуються деталі, які зменшують його утворення, вібропоглинаючі прокладки еластичні муфти. При неможливості зниження шуму в самих джерелах його утворення, вони монтуються у звукопоглинаючих капсулах. В якості звукопоглинаючих матеріалів використовують волок, мінеральну вату, азбест, поролон, резину та ін.
Якщо комплекс технічних та організаційних та інших заходів не забезпечує нормальних умов праці по шуму, використовують засоби індивідуального захисту (беруши, шумозахисні навушники).
Гірничі машини та механізми є джерелом виникнення вібрації, що також чинять негативний вплив на організм людини.
Існує два види вібрації: загальна та місцева. При загальній вібрації коливання зазнає все тіло людини, а при місцевій - окремі частини тіла людини.
Систематичний тривалий вплив вібрації може викликати в організмі вібраційну хворобу. Під впливом інтенсивної вібрації порушується стан серрцево-судинної системи, виникає патологія опорно-рухомого апарату.
Для захисту від дії вібрації застосовуються наступні міри максимального зниження місцевих вібрацій шляхом використання конструктивних і технологічних заходів зниження їх розповсюдження (віброізоляція, вібропогашення, дистанційне керування), що виключає передачу вібрації на організм робітників і на робочі місця.
Боротьба з супутніми несприятливими виробничими чинниками: застосування засобів індивідуального захисту, лікувально-профілактичні та організаційні заходи.
Література
1. І.А. Кучерявенко. Проектування підземних рудників: Підручник для ВНЗ.-К.:ІСДО, 1995.-248с.
2. Титов В.Д. Основы проектирования глубоких железорудных шахт.-М.: Недра, 1977.-280с.
3. Определение и контроль допустимых размеров конструктивных элементов систем разработки на рудниках Кривбасса. -Кривой Рог.: НИГРИ., 1987. -75с
4. Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий черной металлургии с подземным способом разработки (ВНТП 13-2-85). - Л.: Гипроруда, 1986.-133с.
5. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом. - М.: Недра, 1977. -224с.
6. Единые правила безопасности при взрывных работах. - М.: Недра, 1972.-319с.
7. Мартынов В.К. Проектирование и расчет систем разработки рудных месторождений. -К.: Вища школа, 1987. -210с.
8. Баранов О.А. Расчет параметров технологических процессов подземной добычи руд. - М.: Недра, 1985. -224с.
9. Корж В.А. Методические указания по выбору рационального способа и оптимального объема компенсационного пространства. -Кривой Рог. КГРИ, 1985.- 45с.
10. Капленко Ю.П. Инструктивно-методические указания по выбору параметров буровзрывных работ с применением ЭВМ. -Кривой Рог: КГРИ, 1988.-56с.
11. Справочник по горнорудному делу. - М.: Недра, 1983. -816с.
12. Бызов В.Ф. Проектування гірничих підприємств т.XIV. - Кривий Ріг: Мінерал, 2003. -341с.
13. Чернокур В.Р., Шкребко М.С., Шелегеда В.И. Добыча руд с подэтажным обрушением. -М.: Недра, 1992.-271с.
14. Системы разработки для подземных рудников Криворожского бассейна: Типовые паспорта. -Кривой Рог: НИГРИ, 1986 -133с.
Размещено на Allbest.ru
Подобные документы
Історія розвідки й розробки родовища. Геолого-промислова характеристика покладу. Стратиграфія, тектоніка, нафтогазоводоносність. Колекторські та фізико-хімічні властивості покладу. Запаси нафти та газу. Аналіз технології і техніки експлуатації свердловин.
курсовая работа [718,7 K], добавлен 22.08.2012Геологічно-промислова характеристика родовища. Геологічно-фізичні властивості покладу і флюїдів. Характеристика фонду свердловин. Аналіз розробки покладу. Системи розробки газових і газоконденсатних родовищ. Режими роботи нафтових та газових покладів.
курсовая работа [7,8 M], добавлен 09.09.2012Геологічна та гірничотехнічна характеристика родовища. Підготовка гірських порід до виймання. Розкриття родовища відкритим способом. Система розробки та структура комплексної механізації робіт. Робота кар'єрного транспорту. Особливості відвалоутворення.
курсовая работа [136,1 K], добавлен 23.06.2011Коротка геолого-промислова характеристика родовища та експлуатаційного об`єкта. Методика проведення розрахунків. Обгрунтування вихідних параметрів роботи середньої свердловини й інших вихідних даних для проектування розробки. Динаміка річного видобутку.
контрольная работа [1,5 M], добавлен 19.05.2014Літолого-фізична характеристика продуктивних горизонтів. Підрахункові об`єкти, їхні параметри та запаси вуглеводнів. Результати промислових досліджень свердловин. Аналіз розробки родовища. Рекомендації з попередження ускладнень в процесі експлуатації.
дипломная работа [4,2 M], добавлен 24.01.2013Коротка геолого-промислова характеристика Пролетарського родовища. Визначення режимів роботи нафтових і газових свердловий, розгляд технологічних схем їх експлуатації. Вивчення методів інтенсифікації припливів пластового флюїду у привибійній зоні.
курсовая работа [3,1 M], добавлен 11.05.2011Геолого-геоморфологічна та гідрогеологічна характеристика родовища. Сучасний стан гірничих робіт. Топографо-геодезична характеристика планово-висотного обґрунтування на території гірничого відводу. Маркшейдерське забезпечення збійки гірничих виробок.
курсовая работа [2,9 M], добавлен 21.04.2012Геологічна характеристика району та родовища. Визначення основних параметрів кар’єру. Основні положення по організації робіт. Екскаваторні, виїмково-навантажувальні роботи. Відвалоутворення, проходка траншей, розкриття родовища, дренаж та водовідлив.
курсовая работа [2,5 M], добавлен 23.06.2011Фізико-географічна характеристика Гоголівського родовища. Підготовка даних для виносу проекту свердловин в натуру. Побудова повздовжнього профілю місцевості і геологічного розрізу лінії свердловин. Методика окомірної зйомки в околицях свердловин.
курсовая работа [1,5 M], добавлен 29.05.2014Географо-економічна характеристика району досліджень. Загальні риси геологічної будови родовища. Газоносність і стан запасів родовища. Методика подальших геологорозвідувальних робіт на Кегичівському родовищі та основні проектні технологічні показники.
курсовая работа [57,1 K], добавлен 02.06.2014
