Расчет горно-подготовительных и нарезных работ

Расчет горно-подготовительных и нарезных работ

Введение

Для полного обеспечения народного хозяйства минеральным сырьем необходимо разработать и осуществить в горнодобывающей промышленности комплексы программы технического перевооружения и реконструкции производства.

В настоящее время на горнопроходческих работах получило распространение высокопроизводительное оборудование бурильное и погрузочно-транспортное, а также механизированные комплексы для проходки вертикальных и наклонных выработок. Получило широкое распространение комбайнов типа КПВ для проходки восстающих выработок.

Для снижения материалоемкости необходимо широкое внедрение облегченных видов крепи вместо трудоемких и дорогих. Организация труда по графику цикличности, работа в 2-3 забоях в течение одной смены позволяет достичь высокой скорости проведения выработки буровым способом, снизить себестоимость 1 м выработки и повысить производительность ГРОЗ.

1. Выбор и обоснование системы разработки

Рассмотрим I кл. систем разработки с открытым очистным пространством.

Этот класс применяется при устойчивых рудах и вмещающих породах. Так как устойчивость вмещающих пород и руды не удовлетворяет заданным условиям, этот класс исключаем.

Рассмотрим II кл. систем разработки с маганизированием руды.

Данный класс применяется в достаточно устойчивых породах, при углах наклона более 50о при любой мощности, от одного метра и более и при возможном обрушении дневной поверхности. Для заданных условий этот класс не подходит. Исключаем.

Рассмотрим III кл. систем разработки с закладкой выработанного пространства.

Данный класс применяется при отработке ценных руд, руд, склонных к самовозгоранию и когда обрушение поверхности не допускается. Для заданных условий класс с закладкой выработанного пространства не подходит, поэтому его исключаем.

Рассмотрим IV кл. систем разработки с креплением выработанного пространства.

Данный класс применяется при мощности до 2 ÷ 2,5 метров, при любых углах наклона в неустойчивых породах. Для заданных условий класс с креплением выработанного пространства не подходит.

Рассмотрим V кл. систем разработки с обрушением вмещающих пород.

Данный класс применяется в неустойчивых породах, при любых углах залегания, когда обрушение допускается. Этот класс подходит для заданных условий.

Рассмотрим VI кл. систем разработки обрушением руды и вмещающих пород.

Данный класс применяется в неустойчивых породах, при большой мощности рудного тела, при рудах средней ценности и ниже, при возможном обрушении поверхности. Для заданных условий класс подходит..

Рассмотрим VII кл. систем разработки - комбинированием.

Данный класс применяется при мощных месторождениях и устойчивых породах. Так как устойчивость пород по заданным условиям не удовлетворяет, то этот класс исключаем.

На основании рассмотренных классов систем разработки наиболее пригодным для заданных условий является VI кл. систем разработки с обращением руды и вмещающих пород.

Рассмотрим системы разработки, входящие в данный класс - системы разработки с обращением руды и вмещающих пород.

В этот класс входят 3 основные группы:

- Системы подэтажного обрушения;

- Системы этажного обрушения;

- Системы этажного принудительного обрушения.

На основании выбора системы разработки выбираем систему разработки подэтажшого обрушения.

В данной системе выбираю вариант этажного принудительного обрушения с отбойкой руды на горизонтальные компенсационные камеры.

2. Определение параметров систем разработки

Сущность систем разработки этажного принудительного обрушения заключается в том, что отбойка руды в блоке производится секциями на массив ранее обрушенной руды или пустой породы без проведения компенсационных камер.

Параметры блока при системе этажного принудительного обрушения с отбойкой в «зажиме».

1.Длина блока - 60 м.

2.Высота блока - 80 м.

.Мощность блока - 40 м.

.Высота этажа - 80 м.

.Угол падения месторождения - 750

3. Описание систем разработки

Отличительной особенностью систем данного класса является обрушение руды и пород, которое происходит за счет пробуренных скважин на всю длину блока из бурового штрека. Поддержание выработанного пространства осуществляется за счет обрушения вмещающих пород.

Выпуск основной обрушаемой руды под опускающимся в процессе выпуска пустыми породами - наиболее характерная черта систем разработки данного класса, определяющая условия применения, конструктивные элементы и ТЭП.

К подготовительным работам данной системы относится проведение полевого откаточного штрека, полевого бокового восстающего и полевого заезда, обеспечивающего доступ к рудному телу.

Для данной системы отбойка на «зажатую» среду осуществляется с площадным выпуском руды. Из транспортных штреков сечением 16 м2 проводят двусторонние орта-заезды длиной 10 - 12 м., сечением 11 м2. В конце этих ортов проходят по две выпускные выработки сечением 6 м2., которые сбивают траншейными штреками.

Глубокие входящие скважины для отбойки руды бурят из траншейных и бурового штреков станками НКР - 100м. Расстояние между веерами скважин 2,5 м2., между концами скважин в веере 2,5 - 3 м.

Погрузка и транспортирование руды с почвы ортов-заездов осуществляется погрузочно-доставочными машинами ПК - 1, которые транспортируют руду к боковому рудоспуску. Дальнейшее транспортирование руды осуществляется по транспортному штреку электровозами 10 КР в вагонах типа ВГ - 4, и выдается из разгрузочного пункта на поверхность.

4. Расчет горноподготовительных и нарезных работ по блоку

.1 Расчет полевого откаточного штрека

.1.1 Выбор формы и расчет поперечного сечения штрека

Форма поперечного сечения горизонтальных выработок зависит от величины горного давления и его направления, конструкции крепи, сроков службы выработки и ее размеров. Для данных горногеологических условий и при большом сроке службы выработки принимают сводчатую форму с трехцентровым сводом и бетонной крепью.

Размеры поперечного сечения выработки зависят от ее назначения, и определяются на основе габаритов подвижного состава с учетом необходимых зазоров, предусмотренных в ПБ.

Расчет будем вести по габаритам вагонетки типа ВГ - 4: А=1350 мм.; h=1550 мм. Для рельсового пути принимаем рельсы Р - 33. Шпальный брус принимаем 150х150, длина бруса составляет 1350 мм. Толщина подкладок - 17,5 мм., толщина балластного слоя составляет 100мм. По заданным условиям рассчитываем ширину выработки в свету, по следующей формуле:

В = h +А+Р+А+m м,

где: В - ширина выработки в свету, м;

h - расстояние между подвижным составом и стенкой выработки, м;

А - ширина подвижного состава, м;

Р - расстояние между составами, м;

m - ширина между подвижным составом и стенкой ходового отделения выработки, м.

В = 250+1350+200+1350+700 = 3,85 м

Принимаю ширину выработки равной 3,9 м.

Ширина выработки в черне В будет зависеть от толщины бетонных стен выработки. Толщину бетона условно принимают равной 0,1 м. Так как выработка имеет две стенки, то ширина выработки в черне будет рассчитываться по следующей формуле:

В1 = В+2b м, (2)

где: В1 - ширина выработки в чернее, м;

В - ширина выработки в свету, м;

b - ширина бетонной стенки выработки, м

В1 = 3,9+2-0,1=4,1 м

Высота поперечного сечения восстающего зависит от высоты стенки выработки и высоты свода. Высота стенки выработки рассчитывается по формуле:

H = ho+h+ h1, м (3)

где: H - высота стенки выработки (м);

h0 - высота рельсового пути (м);

h - высота подвижного состава (м);

h1 - высота между подвижным составом и контактом привода (м).

Высоту рельсового пути рассчитывают по формуле:

h0= hб+ hмн+ hп+ hр, м (4)

где: hб - высота балластного слоя, м;

hмн - высота шпального бруса, м;

hп - толщина подкладки, м;

hр - высота рельсов, м.

Высота рельсового пути составляет 0,39 м.

Н = 0,39+1,6+0,2=2,19 м

Высота стенки выработки составляет 2,19 м

Высоту свода выработки рассчитывают по следующей формуле:

hсв = 1/3В, м (5)

где: hсв - высота свода, м;

В - ширина выработки в свету, м

hсв = 1/3 3850=1,28 м

Высота свода выработки составляет 1,28 м.

Наибольший радиус свода рассчитывается по формуле:

R=0, 692В, м (6)

R=0,6923850=1008,7 мм=1,009 м

Меньший радиус свода рассчитывается по формуле:

r=0,262В м (7)

r=0,2623850=1008,7 мм=1,009 м

Маленький радиус принимаю равным 1 м. Площадь поперечного сечения откаточного штрека рассчитывается по формуле:

Sсв= В (Н1+0,26В) м2 (8)

где: Sсв - площадь поперечного сечения в свету, м2;

Н1 - высота выработки в свету, м;

В - ширина выработки в свету, м.

Высоту выработки в свету рассчитываем как сумму двух высот по формуле:

Н1=Н+ hсв м (9)

Н1=2,19+1,28=3,47 м.

Принимаю высоту выработки равной 3,5 м.

Sсв=3,9(3,47+0,263,9)=17,48 м2

Площадь поперечного сечения в черне рассчитываем по следующей формуле:

Sчер=В1(Н0+0,26В1), м (10)

где: Н0 - высота выработки в черне, м;

Sчер=3,92(3,57+0,263,92)=18 м

Площадь поперечного сечения выработки в черне составляет 18 м2.

Периметр выработки в свету рассчитываем по следующей формуле:

Р=2Н1+2,33В, м (11)

Р=23,47+2,333,9=16м.

4.1.2 Расчет паспорта БВР

а). Расчет числа шпуров на забой. Для данного штрека число шпуров на забой определяем по следующей формуле:

N=2,7ÖfS (12)

где: N - число шпуров на забой;

f - коэффициент крепости породы;

S - площадь поперечного сечения.

N=2,7Ö1218=40 шт.

б). Глубину шпуров определяем по формуле:

lшп=0,75ÖS (13)

lшп=0,75Ö18=3,2

Согласно ЕПБ глубину шпуров принимаю равной 3,4 м.

в). Линию наикратчайшего сопротивления зарядов ЛНС рассчитываем по формуле:

W=0,87ÖР1/mq (14)

где: Р1 = 0,785d23 ∆К3

m =1,66 @ 0,066f

q = 2,5 @ 3.0

Р1=0,7850,04210000,85=1,0676

m =0,812=9,6

q = 2,7

W=0,87 Ö1,0676:(9,62.7)=0,17 м

Принимаю ЛНС равной 0,2 м.

г). Расчет расхода ВМ на цикл забоя

Удельный расход ВВ рассчитываем по формуле:

q=qнfсV3е (15)

где: q - удельный расход ВВ, к2/м3;

qн - нормальный расход ВВ, к2/м3;

f - коэффициент зажима;

е - коэффициент работоспособности ВВ;

qн=0,1f=0,112=1,2 к2/м3; (16)

V3=6,5:ÖSпр =6,5:Ö18=1,53 (17)

е=380:Р

где: Р - работоспособность применяемого ВВ, см3

q=1,21,11,531,1=2,2 к2/м3;

Расход ВВ на расчетную величину подвигания забоя за цикл, кг:

Q=qlшпSпрh (19)

где: q - удельный расход ВВ, к2/м3;

lшп - глубина шпуров, м;

Sпр - сечение забоя выработки в проходке, м2;

h - К.И.Ш.

Q=3,22,2180,85=107,7 кг

Определяем величину заряда на один шпур, кг:

Qшп=Q:N (20)

где: N - число шпуров

Qшп=107,7:40=2,7 кг

Определяем число патронов ВВ на шпур, шт.:

n=Qшп:Мп (21)

где: Мп - масса патрона ВВ, кг

n=2,7:0,25=10,8 шт.

Принимаю число патронов на вспомогательные и оконтуривающие шпуры по 11 штук, а на врубовые шпуры по 12 патронов. Определяем фактическую массу заряда на забой как сумму всех шпуров зарядов, кг:

Qфакт.=NврПврМп+NвспПМг+NокПМп (22)

где: Nвр, Nвсп, Nок - число врубовых, вспомогательных и оконтуривающих шпуров, шт;

Пвр, П - масса одного патрона, кг.

Qфакт.=6120,25+110,2534=111,5 кг

Ниже к проделанному расчету представлен паспорт буровых работ.

4.1.3 Расчет проветривания выработки

Для проветривания тупиковой выработки будем использовать вентилятор местного проветривания. Выработка проветривается нагнетательным способом.

. Расчет потребного количества воздуха на забой производится по следующим формулам:

а) по количеству людей, находящихся в забое, м3/мин.

Qn=qлn (23)

где: qл - норма подачи свежего воздуха на 1 чел., м3/мин.;

n - количество работающих людей в забое, чел.

Qn=26=12 м3/мин.

б) по выносу пыли, м3/мин.

Qn=60SсвVmin (24)

где: Sсв - сечение проводимой выработки в свету, м2;

Vmin - минимальная скорость движения воздуха, установленная ПБ, м/с.

Qn=6017,50,25=262,5 м3/мин.

в) по расходу ВВ, взрываемого из цикла в забое

Qвв=21,4:t Ö AV (25)

где: t - время проветривания забоя, мин.;

A - количество одновременно взрываемого ВВ в комплекте шпуров, кг;

V - объем проветриваемой выработки, м3;

Qвв=21,4:30 Ö 111,548,96=52,7 м3/мм.

. Определяем производительность вентилятора по формуле:

Qвен= QзабРу м3/мин. (26)

где: Qзаб - количество потребного воздуха на забой, м3/мин;

Ру - коэффициент учитывающий утечку воздуха через трубопровод (1.15-1,25);

Qвен=262,51,25=328,13 м3/мин.

. Для трубопровода выбираем металлические трубы d=400мм. На основании полученных значений выбираем вентилятор марки ВМ - 6м.

Таблица 2. Техническая характеристика вентилятора ВМ - 6м.

№ п/пНаименование показателейЕд. измеренияКол-во1Диаметр колесамм6002Производительностьм3/мин.3Оптимальная м3/мин.3404Максимальнаям3/мин.4805ДавлениеПа6ОптимальноеПа26007МаксимальноеПа34008МинимальноеПа7509К.П.Д. вентиляторам60010Длина проветриваниям60011Масса вентиляторакг350

4.1.4 Уборка породы в забое

Определяем взрываемый объем породы по формуле:

Vп=Sпрlшпх☺ (27)

Vп=18х3,2х0,85=48,96 м3

Уборка породы, т.е. ее погрузка производится погрузочной машиной 2ПНБ - 2

Определение производительности для 2ПНБ - 2

Рm=60хVлх☺лхKнх☼хtп, т/час (28)

где: Vл - объем нагребающей лапы, м3;

☺л - количество лап, шт.;

Kн - коэффициент использования лап;

☼ - плотность горной породы, т/м3

Рm=60х0,2х0,5х3х0,33=11,8 т/час

Определяем время уборки породы за цикл по формуле:

tпогр=Sпрхlшпх п/р (29)

tпогр=18х3,2х0,85/11,8=4,1 часа

Принимаю время уборки породы равным 4 часа.

4.1.5 Проектирование цикличной организации работ и построение графика цикличности

1. По каждому рабочему процессу определяют объем работ на цикл по формулам:

Бурение шпуров определяем по формуле:

Vбур=Nxlшп (30)

Vбур=40х3,2=128

Уборку породы из забоя определяем по формуле:

Vуб=Sпрxlшпх☺ (31)

Vуб=18х3,2х0,85=48,96

Крепление выработки бетоном:

Vкр=Sкрxlшпх☺ (32) Vкр=0,5х3,2х0,85=1,36

. По каждому рабочему процессу, входящему в цикл, определяем трудоемкость путем деления объема работ на принятую норму выработки:

qi=Vi:Hi (33)

Определяем трудоемкость работ на бурение шпуров

qшп=Vб:Hб, мин (34)

где: Hб - норма выработки на бурение шпуров

qшп=128:1,95=65,6 мин

Определяем продолжительность выполнения бурения шпуров по формуле:

tб=(qбхTсм):(nхK1) (35)

tб=(65,6х7):(2х70)=3,28 часа

Определяем продолжительность времени на уборку

tуб=(qубхTсм):(nхK1) (36)

tуб=(25х7):(2х70)=1,25 часа

Определяем продолжительность времени на крепление по следующей формуле:

tкр=(36х7):(2х70)=1,8 часа (37)

Суммарное время на продолжительность операций определяем по формуле:

Ту=tб+tкр+tуб+tвсп (38)

где: tвсп - время на вспомогательные работы

Ту=3,28+1,8+1,25+0,67=7 часов

Определяем трудоемкость на уборку породы:

qуб=Vуб:Hуб (39)

где: Hуб - норма выработки на уборку породы

qуб=48,96:1,96=25 мин.

Определяем трудоемкость работ на крепление:

qкр=Vкр:Hкр (40)

qкр=1,36:1,98=0,6 часа

Определяем суммарную трудоемкость по формуле:

∑q=qб+qкр+qуб, мин (41)

∑q=65,6+36+25=126,6 мин=2,11 чел/час

Учитывая 30 минут проветривания и неучтенное время на вспомогательные работы, принимаю суммарную трудоемкость работ равной 3,5 часа

Определяем процент выполнения нормы выработки путем деления суммарной трудоемкости на принятое количество рабочих на один цикл:

К=(∑q:n)х100% (42)

где: n - принятое число рабочих на цикл

К=(2х11):3х100%=70%

4.1.6 Расчет себестоимости проведения транспортного штрека

Таблица 4. Затраты труда на один цикл работ.

№ п/пНаименование работОбъем работНорма выработкиПотребное число сменТарифная ставка, руб.Сметная стоимость, руб.ед. изм.кол-во1Бурение шпуровшп. м1281.950.6580522Уборка породым348.961.960.248019.23Настилка путип.м.2.56120.26412.84Проходка канавкип.м.2.56240.1646.45Взрывание шпуровшт.401400.296418.56Итого:108.96Неучтенные работы 10%10.896ВСЕГО:119.856

Таблица 5. Стоимость 1 м, по амортизации оборудования.

№ п/пНаименование работкол-во ед.стоимость ед.Общая стоимость, руб.Норма амотризац., %Годовая амотриз., %Сменная амотризац., руб.1Буровая установка157000057000025142600802Погрузочная машина112000001200000303600001203Электровоз124800024800014.3354645.54Вагоны124500054000015675051.705Вентилятор1660006600027178203.41ИТОГО:562534260.61

Таблица 6. Расход материалов на 1 м. выработки.

№ п/пНаименование материаловЕд. измеренияРасход материала по нормеПотребное кол-во матер.Цена за ед-цу, руб.Сметная стоимость, руб.1Рельсы скрепленият/м0.0840.08427502312Шпальный брусм3/м221002003Буровая сталькг/м30.020.210220.44В.В.кг/м32.22.21839.65С.И. (30% от В.В.)----11.886Твердые сплавыкг/м30.020.210220.47Бетонкг/м30.065.4166896.4ИТОГО:1419.68Неучтенные материалы141.968ВСЕГО:1561.65

Таблица 7. Общая стоимость проведения 1 м. выработки.

№ п/пНаименование затратСумма затрат, руб.1Заработная плата200.02Материалы1561.653Пневмоэнергия89.74Электроэнергия28.05Амортизация оборудования260.61ИТОГО:2139.96Общешахтные расходы - 50%1069.98ИТОГО:3209.94Накладные расходы - 27.1%869.89ИТОГО:4079.83Плановые накопления - 8%326.39ВСЕГО:4406

Таблица 8. Технико-экономические показатели проходки.

№ п/пНаименование показателейЕдин. измер.Кол-во1Скорость проведения выработким/мес168.962Подвигание забоя за циклм2.563Число циклов в сменуцикл.14Число проходчиков в сменучел.25Выход породы за циклм346.086Производительность труда проходчиковм3/чел23.047Объем горной проходки, полученной при проходкем314408Количество циклов за циклцикл669Средняя глубина шпуровм3.2310Коэффициент использования шпуров-0.811Стоимость проведения выработкируб.352480

4.2 Расчет полевого бокового восстающего

.2.1 Выбор и обоснование формы выработки

Формы поперечного сечения горных выработок зависит от материала конструкции крепи, которая в свою очередь выбирается с учетом величины и направления горных давлений, срока службы, назначения выработки и свойств пересекаемых горных пород. штрек скважин руда выработка

Типовыми паспортами предусмотрена проходка прямоугольных восстающих и типовых размеров, имеющих 2 или 3 отделения.

По данным курсового проекта для бокового восстающего следует принять прямоугольную форму поперечного сечения, имеющую два отделения: грузовое и ходовое. Выбор формы такой, т.к. крепление осуществляется сплошной срубовой крепью, срок службы восстающего два года, назначение восстающего - доступ к буровому штреку и вентиляции.

4.2.2 Расчет размеров поперечного сечения

Длина ходового отделения определяется по формуле:

lхо ≥1,2 м (43)

Длина рудоспусконого отделения определяется по формуле:

lро ≥3а (44)

где: а - размер кондиционного куска, м

lро =3х0,4=1,2 м

Определяем размер стороны выработки

ldet=lхо+lро+d (45)

где: d - суммарная длина крепежного леса, м

lкс=0,9+х (46)

где: х - расстояние короткой стороны

х=hп:tq800 (47)

х=5: tq800=0,9 м

lкс=0,9+0,9=1,8 м

Определяем площадь поперечного сечения в чернее по формуле:

Sчер=lдастхlк.ст, м2

Sчер=3х1,8=5,4 м2

Определяем площадь поперечного сечения в свету:

Sсв=Sчер-Sкр, м (49)

где: Sкр - площадь крепежного леса, м2

Sсв=5,4-0,76=4,64 м2

Определяем площадь поперечного сечения в проходке:

Sпр=1,05хSчер, м2 (50)

где: Sкр - площадь крепежного леса, м2

Sпр=1,05х5,4=5,67 м2

4.2.3 Выбор и описание технологической схемы проходки восстающего

Проведение восстающего предусматривается проходить буровзрывным способом с устройством рабочего и предохранительного полков. При этом выполнение основных операций предусматривается выполнять следующим образом: бурение шпуров будет производиться телескопными перфораторами ПТ - 48А

Таблица 9. Технологическая характеристика ПТ - 48А

ПараметрыЕд. измер.ПоказателиДиаметр шпурамм52-85Глубина шпурамдо 15Ударная мощностькВт3,9Энергия удараДж86,3Частота ударовс-143,3Расход сжатого воздухам3/мин5,8Крутящий моментН м32.3Осевое усилие подачиН1700Массакг48

Взрывание шпуров производится с применением аммонита 6ЖВ в патронах диаметром dn=36 мм, массой m=200 гр. Способ взрывания электрический, в качестве средств инициирования применяют электродетонаторы типа ЭД8 - Ж и ЭД - К3-ПМ с взрывным прибором ВМК-500, взрывание электродетонаторов - последовательное.

Для проветривания забоя при длине выработки 80 м применяется нагнетательный способ проветривания ВМ - 3М, трубы металлические диаметром d=300 мм. Для уменьшения времени проветривания пройдена передовая скважина до вентиляционного штрека диаметром d=105 мм.

Таблица 10. Технологическая характеристика вентилятора ВМ - 3М

ПараметрыЕд. измер.ПоказателиДиаметр рабочего колесамм300Подача:minм3/мин42maxм3/мин100Давление:minПа400maxПа1000Мощность электродвигателякВт2.2Массакг45Частота вращения рабочего колесамин-12900Габариты:мм-длинамм560ширинамм450высотамм450

Уборка предусматривает выпуск руды через рудоспускное отделение восстающего, которое должно быть в три раза больше кондиционного куска, дальне отбитая руда выпускается через люк, оборудованным двусторонним затвором, на откаточный штрек в транспортные сосуды.

Крепление восстающего предусматривается сплошной срубовой крепью. Диаметр венца d=2 м. Подъем крепежного леса в забой осуществляется с помощью тегательной лебедки ЛТ - 2.

Организация работ предусматривает продолжительность смены 7 часов. Количество рабочих на смену не более 2 человек.

Вспомогательные работы включают в себя устройство освещения выработки и наращивание вентиляционного трубопровода.

4.2.4 Расчет параметров и паспорта БВР

Рассчитываем комплект шпуров на забой по формуле:

N=(qхSпр):γвв (51)

где: q - удельный расход ВВ;

Sпр - сечение выработки в проходке, м2;

γвв - вместимость 1 м шпура по ВВ.

q=qнхfеxV3xe (52)

где: qн - эталонный расход ВВ, кг/м3;

fе - коэффициент структуры горных пород;

V3 - коэффициент зажима горных пород;

e - коэффициент работоспособности ВВ.

qн=(0,05 ÷ 0,1)f (53)

где: f - коэффициент крепости работ

V3=6,5: КОРЕНЬ Sпр (54)

е=380:Р (55)

где: Р - работоспособность принятого ВВ

γвв=0,785хd2пх ∆ хk3 (56)

где: dп - диаметр патрона ВВ

∆ - плотность ВВ, кг/м3;

k3 - коэффициент заполнения шпура

qн=0,1х6=0,6 кг/м3

V3=6,5:√5,67=2,7

е=380:380=1

q=0,6х1х2х4х1=1,62 кг/м3

γвв=0,785х0,0362х0,6х1050=0,64 кг

N=(1,02х5,67):0,64=14 шп.

Исходя их опыта работы, при проходке восстающих принимаем окончательное количество шпуров 16 штук.

Рассчитываем глубину шпуров по формуле:

lшп=(Ту хR) :Тс(N: (Нб х nб )+ n: (l1 х Нпр х nпр) (57)

где: Ту - продолжительность цикла , ч;

R - плановый коэффициент перевыполнения норм выработки;

Тс - продолжительность рабочей смены, ч;

N - количество шпуров в забое, шт.;

Нб - норма выработки на бурение;

nб - количество рабочих, занятых на бурение шпуров;

l1 - расстояние между венцами крепи, м;

Нпр - норма выработки на крепление;

nпр - количество рабочих на крепление.

lшп=(7х1,2) : 7 х (16:(60х2)) + (0,85:(0,2х5х2)) = 1,8 м

Рассчитываем ориентировочный расход ВВ на забой:

Qвв=qх Sпр х lшп (58)

где: lшп - глубина шпура, м;

Qвв=1,62 х 5,67 х 1,8=16,5 кг

Рассчитываем количество ВВ в шпуре по формуле:

Qшп= Qвв: N (59)

где: N - количество шпуров на забой, шт.;

Qшп=16,5:16=1 кг

Рассчитываем количество патронов на шпур:

hн=Qшп:Мп (60)

hн=1:0,2=5 шт

Рассчитываем количество патронов на врубовой шпур:

nвр=(1÷2)+n (61)

nвр=1+5=6 шт.

Рассчитываем фактический расход ВВ на забой:

Qфакт= Nврх nвр х Мп+х Nвсп х nвспх Мп +Nскхnскх Мп (62)

где: N - количество шпуров, шт.; n - количество патронов ВВ в шпурах; Мп - масса патрона ВВ, кг;

Qфакт=4х6х0,2+4х5х0,2=8х5х0,2=16,8 кг

Рассчитываем фактический удельный расход ВВ:

qфакт= Qфакт: (Sпрх lшп хγ) (63)

qфакт=16,8: (5,67х1,8х0,85)=2,0 кг/м3

Определяем уход забоя за цикл по формуле:

lух = lшп х γ (64)

lух = 1,8х0,85=1,53 м

Рассчитываем выход горной породы за цикл:

Vп=Sпрх lшп х γ (65)

Vп=5,67х1,8х0,85=8,7 м3

Рассчитываем суточный уход забоя по формуле:

lсут = lух х nСП (66)

где: nСП - количество смен в сутки

lсут =1,53х3=4,59

Таблица 12. Показатели БВР на проходку

НаименованиеЕд. измер.Кол-воКатегория шахты по газу--Сечение выработки в проходкем25,67Количество шпуров на забой: врубовыхшт4 вспомогательныхшт4 оконтуривающихшт8Тип вруба - прямой--Тип ВВ - аммонит 6ЖВ--Тип электродетонаторов - ЭД-8Ж--Способ взрывания - электрический--Расход ВВ на забойкг16,8Удельный расход ВВкг/м33Тип забойки - заглушка шпуровая--К.И.Ш.-0,85Уход забоя за циклм1,53Уход забоя за сутким4,59

4.2.5 Расчет паспорта проветривания

Проветривание забоя блокового восстающего осуществляется нагнетательным способом вентилятором местного проветривания. Рассчитываем потери количество воздуха на забой по следующим формулам:

По числу людей, работающих в забое:

Qл=Z х qн х n (67)

где: Z - коэффициент запаса;

qн - норма по ТБ подачи воздуха на 1 чел., м3/мин;

n - количество человек в забое

Qл=1,1 х 6 х 2=13,2 м3/мин

По расходу ВВ на забой:

Qвв=(21,4:t) х √АхV (68)

где: t - время проветривания забоя;

А - расход ВВ на забой, кг;

V - объем проветриваемой выработки, м3

Qвв=(21,4:30) х √16,5х371=55 м3/мин

Рассчитываем производительность вентилятора по формуле:

Qв=1,2 х Qвв (69)

Qв=1,2 х 55= 66 м3/мин;

Статистическая депрессия трубопровода равна 54,5 мм вод.ст., динамическая депрессия равна 12,8 мм вод.ст., местная депрессия равна 16,2 мм вод.ст. Депрессия трубопровода рассчитывается по формуле:

hтр=hст+hдин +hм (70)

где: hст, hдин,hм - соответственно статистическая, динамическая и местная депрессия вентилятора

hтр=54,5+12,8+67,3=134,6 мм. вод.ст.

Исходя из полученной производительности вентилятора, 66 м3/мин и депрессии трубопровода 134,6 мм. вод. ст. принимаем вентилятор ВМ - 3М.

4.2.6 Расчет уборки породы из забоя

Уборка породы из забоя осуществляется по рудоспускному отделению под действием сил тяжести. По мере накопления породы в рудоспускном отделении она удаляется через люк с двусторонним затвором в вагонетки машинистом электровоза или его помощником. Во избежание разбития люка оставляется 1 м пород, и так до конца восстающего.

4.2.7 Расчет паспорта крепления

Рассчитывается величина горного давления по формуле:

Р= γ х Н х tg2 ((90-**):2 (71)

где: γ - плотность горных пород, m/м3;

Н - глубина шахтного ствола, м;

V - объем проветриваемой выработки, м3

Р= 3 х 700 х tg2 ((90-75):2=36,4 m/м3;

Из полученных данных горного давления выработка крепится сплошной венцовой крепью крутым лесом. Диаметр круглого леса определяем по формуле:

d=1,12 х l (P: (m х Ru))0,5 (72)

где: l - наибольший пролет в конструкции венца, м; P - расчетное давление горных пород, Па; m - коэффициент условий работы; Ru - сопротивление древесины

d=1,12 х 2,4 (P: (36 х 103) (0,85 х 16 х 106)0,5 =0,15 м

Принимаем круглый лес диаметром 0,2 м.

4.2.8 Расчет организации труда и графика цикличности

Расчет цикличной организации труда при последовательном выполнении проходческих операций производится следующим образом:

) Рассчитывается объем работ на бурение:

Vб=Nхlшп (73)

где: N - число шпуров на забой

Vб=16х1,8=28,8 шп. м

) Рассчитываем объем работы на крепление:

Vкр=(lшпх γ):l1 (74)

Vкр=(1,8х0,85):0,2=7,65

где: lшп - глубина шпура, м; γ - К.И.Ш.;

l1 - расстояние между венцами крепи, м

) Рассчитываем объем работы на заряжение:

V3=Nшп (75)

V3=16

где: Nшп - количество шпуров на забой

) Рассчитываем трудоемкость работ на бурение:

qб=Vб:Нб (76)

где: Нб - норма выработки на бурение

qб=28,8:60=0,5 чел. смен

) Рассчитываем трудоемкость работ на крепление:

qкр=Vкр:Нкр (77)

qкр=7,56:5=1,55 чел. смен

где: Нкр - норма выработки на крепление;

Vкр - объем работ на крепление

) Рассчитываем трудоемкость работ на заряжение:

q3=V3:Н3 (78)

q3=16:67=0,25 чел. смен

где: Н3 - норма выработки на заряжение

) Определяется суммарная трудоемкость работ:

∑q =qб+qкр+q3 (79)

∑q =0,5+1,55+0,25=2,3=2 чел. смен

) На основании суммарной трудоемкости определяется потребное количество рабочих на цикл:

n=∑q (80)

n=2 человека

) Определяется количество рабочих на одну смену:

n1=n:Tу (81)

n1=2:1=2 чел.

) Рассчитываем коэффициент выполнения норм выработки по следующей формуле:

Rв.н.в.=∑q : n (82)

Rв.н.в.=(2х3):2=1,15

) Продолжительность бурения определяется по формуле:

tб= (qбxTсм) : (nбх Rв.н.в.) (83)

где: nб - количество бурильщиков

tб=(0,5х7):(2х1,51)

) Определяем продолжительность крепления:

tкр= (qкр хTсм) : (nкрх Rв.н.в.) (84)

tкр= (1,5х 7) : (2х 1,15)=4,5 ч

) Определяется фактическая продолжительность цикла по формуле:

Tу=tоб+tмп+tб+tкр (85)

где: tоб - продолжительность сборки кровли, ч;

tмп - продолжительность подъема леса,ч;

tб - продолжительность бурения, ч;

tкр - продолжительность крепления, ч

Tу=0,25+0,75+1,5+4,5=7 ч

По полученным данным строим график цикличности

График организации работ на проходку восстающего

Наименование проходческих процессовВремя по графикуI сменаперерывII сменаперерывIII сменаперерыв1234567910111213141517181920212223сборка кровли0,25подъем лесоматериалов0,75бурение шпуров1,5крепление4,5заряжение взрывание0,5проветривание0,5

4.2.9 Расчет стоимости проведения выработки

Стоимость проведения подготовительной выработки состоит из затрат по следующим элементам:

) Заработная плата основная и дополнительная, начисление на заработную плату.

) Материал

) Энергия

) Амортизация оборудования.

Таблица 13. Затраты труда на один цикл работы.

№Наименование работЕдиница измеренияОбъем работНорма выработкиПотреб. число сменРазрядТарифная ставка, руб.Сметная стоимость, руб.1бурение шпуровшп. м28,860,00,48V80,038,42заряжение шпуровшт.16,067,00,24IV64,015,363креплениевенец7,655,01,23IV64,097,92ИТОГО151,68Неучтенные работы, 10%15,17ВСЕГО:166,85

Таблица 15. Стоимость 1 м восстающего по амортизации оборудования.

№Наименование оборудованияКол-во ед.Стоимость ед., руб.Общая стоимость, руб.Норма амортизации, %Годовая амортизацияСметная амортизация, руб.1Перфоратор ПР-4826000120005060007,942Вентилятор ВМ-3М217000340002171409,443Люк1600060003018002,38ИТОГО:19,76

Таблица 16. Общая стоимость проведения 1 м выработки.

№Наименование затратСумма затрат1Заработная плата166,852Материал732,353Пневмоэнергия41,224Электроэнерги50,825Амортизация19,86ИТОГО:1011,0Накладные расходы, 21,1%410,87ИТОГО:1927,47Плановые накопления, 8%154,2ВСЕГО:2081,67

Таблица 17. Технико-экономические показатели проходки.

№Наименование показателейЕдиница измеренияКоличество1Скорость проведения выработким/мес1002Продвижение забоя за циклм1,533Число циклов за сменуцикл14Число проходчиков в сменучел25Выход породы за циклм36,356Производительность труда проходчиковм3/чел3,4757Объем горной породы, полученной при проходкем3181,68Количество циклов за месяццикл729Средняя глубина шпуровм1,810К.И.Ш.м0,8511Стоимость проведения выработкируб.83266,8

4.3 Расчет проведения полезных выработок

.3.1 Укрупненный расчет проведения транспортного штрека

1. Площадь поперечного сечения принимается 16 м2

. Технология проведения:

Транспортный штрек предусматривается проводить буровзрывным способом. Для бурения принимается буровая каретка СБУ - 2М. Для уборки породы применяется скреперная лебедка ЗОЛС - 2С. Организация работ в сутки 3 цикла.

Длина транспортного штрека 80 м. Штрек предлагается пройти за 12 дней.

. Определяется комплект шпуров по формуле:

N=2,7 √f х S (86)

N=2,7 √ 10 х 16=35 шпуров

. Определяется количество ВВ на забой по формуле:

Qвв=qхSхlшп (87)

Qвв=3х16х3=144 кг

где: lшп - длина шпура,м;

S - площадь поперечного сечения, м2;

q - удельный расход ВВ, кг/ м3

. Определяется глубина уходки за цикл, м:

lух=lшп х γ (88)

lух=3 х 0,8 = 2,4 м

. Стоимость одного метра транспортного штрека рассчитывается по формуле П.И. Городецкого:

С2= С1 (К1 (S2 : S1) + К2 √(S2 : S1)), руб. (89)

где: С2 - стоимость 1 м определяемой нарезной выработки;

С1 - стоимость 1 м откаточного штрека;

S2 - сечение нарезной выработки, м2;

S1 - сечение откаточного штрека, м2;

К1=1.0;

К2=0.0

С2= 4406 (1 (18 : 16) + 0 √(18 : 16))=4956,75 руб.

Стоимость всего транспортного штрека принимается равной 396 540 рублей.

4.3.2 Укрупненный расчет проведения транспортного штрека

1. Площадь поперечного сечения траншейного штрека принимается равной 10 м2.

. Технология проведения:

Транспортный штрек предусматривается проводить буровой кареткой СБУ - 2М, буровзрывным способом. Для уборки применяется скреперная лебедка ЗОЛС -2С.

Организация работ предусматривает 3 цикла в сутки. Длина траншейного штрека принимается равной длине блока и составляет 80 м. Штрек предусматривается пройти за 14 дней.

. Определяется комплект шпуров по формуле:

N=2,7 √f х S (90)

N=2,7 √10 х 10=27 шпуров

. Определяем количество ВВ на забой:

Qвв=qхSхlшп (91)

Qвв=3х10х2,5=75 кг

. Определяется глубина уходки за цикл:

lух=lшп х γ, м (92)

lух=2,5 х 0,8 = 2 м

. Стоимость одного метра траншейного штрека рассчитывается по формуле П.И. Городецкого:

С2= С1 (К1 (S2 : S1) + К2 √(S2 : S1)), руб. (93)

С2=4406 (1 (16 : 10) + 0 √(18 : 10))=7930,8 руб.

Стоимость всего траншейного штрека составит 634464 руб. Исходя из того, что в блоке проводится два траншейных штрека, стоимость их составит 1268928 рублей.

. Исходя из того, что буровой штрек проводится аналогичным образом, как и траншейный, то необходимы следующие материалы:

а - комплект шпуров на забой равен 27 шт;

б - количество ВВ на забой составит 75 кг;

в - глубина уходки за цикл равна 2 м;

г - стоимость проходки 1 м равна 7930,8 руб.;

д - стоимость проходки бурового штрека 634464 руб.;

е - штрек предлагается пройти за 14 дней.

4.3.3 Укрупненный расчет проведения орта-заезда

1. Площадь поперечного сечения принимается равной 11 м2.

. Орт-заезд предусматривается проводить буровзрывным способом с применением буровой каретки СБУ - 2М. Для марки ПК -1, которая транспортирует руду к блоковому рудоспуску.

. Определяется комплект шпуров по формуле:

N=2,7 √f х S (94)

N=2,7 √10 х 11=29 шпуров

. Определяется количество ВВ на забой:

Qвв=qхSхlшп (95)

Qвв=3х11х2,5=82,5 кг

. Определяется глубина уходки забоя за цикл:

lух=lшп х γ, м (96)

lух=2 х5 х 0,8 = 2 м

. Предположительное время проведения орта-заезда рассчитывается по формуле:

t=L:(lух х n) (97)

где: t - число дней на проходку одного орта-заезда;

L - длина орта-заезда;

n - число смен в сутки;

lух - ухдка забоя за смену (цикл)

t=15:(2 х 3)=3 дня

. Стоимость одного метра орта-заезда рассчитывается по формуле П.И. Городецкого:

С2= С1 (К1 (S2 : S1) + К2 √(S2 : S1)), руб. (98)

С2=4406 (1 (18 : 11) + 0 √(18 : 11))=7209,82 руб.

Стоимость всего орта-заезда составит 108147,3 руб. Стоимость всех ортов-заездов составит 865178,4 руб.

4.3.4 Укрупненный расчет проведения полевых нарезных выработок

Все полевые нарезные выработки применяются такого же сечения, как и рудные нарезные выработки с аналогичной системой их проведения. Из этого следует следующее:

. Стоимость полевого транспортного орта-заезда составит 4956 руб.

. Стоимость проходки одного метра полевого траншейного орта-заезда составит 7930 руб.

. Стоимость траншейного орта-заезда составит 7200 руб.

4.3.5 Укрупненный расчет проведения рудоспускной выработки

1. Площадь поперечного сечения принимается равной 6 м2.

. Выпускную выработку предусматривается проводить буровзрывным способом с применением телескопных перфораторов ПТ - 45. Для уборки породы применяется погрузочно-доставочная машина ПК - 1. Организация работ предусматривает 3 цикла в сутки. Высота выпускной выработки равна 10 метров. Выработку предлагается пройти за 5 дней.

. Определяется комплект шпуров по формуле:

N=2,7 √f х S (99)

N=2,7 √10 х 6=21 шп.

. Определяется количество ВВ на забой по формуле:

Qвв=qхSхlшп (100)

Qвв=3х6х1,8=33 кг

. Определяется глубина уходки за цикл, м:

lух=lшп х γ, м (101)

lух=1,8 х 0,8 = 1,5 м

. Стоимость проходки 1 м. выпускной выработки рассчитывается по формуле П.И. Городецкого:

С2= С1 (К1 (S2 : S1) + К2 √(S2 : S1)), руб. (102)

С2=2081,67 (1 (6 : 5,4) + 0 √(6 : 5,4))=2312,97 руб.

Общая стоимость проходки выпускной выработки принимается равной 23129,7 рублей, а всех выпускных выработок составит 370075 рублей.

4.3.6 Укрупненный расчет проведения блокового рудоспуска

1. Площадь поперечного сечения принимается равной 5 м2.

. Блоковый рудоспуск предполагается проводить буровзрывным способом ПТ - 45.

Уборка руды производится под собственным весом , а изатрека - погрузочной машиной типа ПНБ. Организация работ предусматривает 3 цикла в сутки. Выработку предлагается пройти за 3 дня.

. Определяем комплект шпуров по формуле:

N=2,7 √f х S (103)

N=2,7 √12 х 5=21 шп.

. Определяем количество ВВ на забой по формуле:

Qвв=qхSхlшп (104)

Qвв=3х5х1,5=23 кг

. Определяется глубина уходки за цикл, м:

lух=lшп х γ, м (105)

lух=1,5 х 0,8 = 1,2 м

. Стоимость проходки бокового рудоспуска рассчитывается по формуле П.И. Городецкого:

С2= С1 (К1 (S2 : S1) + К2 √(S2 : S1)), руб. (106)

С2=2081,67 (0,6 (5 : 6) + 0,4 √(5 : 6))=1801 руб.

Общая стоимость проведения блокового рудоспуска составит 9005 рублей.

5. Расчет очистных работ

.1 Отбойка в блоке при помощи скважин

В данной системе применяется скважинная отбойка руды. Бурение скважин производится станками НКР - 100М, одновременно из: бурового штрека бурится полный веер скважин; из траншейных штреков бурится по одному полувееру скважины на один слой.

Таблица 18. Техническая характеристика НКР - 100М.

ПоказателиВеличиныПоказателиВеличинаДиаметр скважины, мм105Тип приводаэ (п)Глубина бурения, м50ИсполнениекДавление сжатого возд., нПа0,5Габариты, мРасход сжатого возд., м3/мин15 - 20Ширина0,7Скорость вращения, с-11,3 (2)Высота-Усиления подачи, кН6Масса0,425Расход воды, л/мин15 - 20Ширина0,7Ход подачи, м0,365Размеры буровой выработки2,4 х 2,8Мощность привода, кВт-

Расчет скважинной отбойки осуществляется в следующей последовательности.

. Определяется ЛНС:

Wрасч=0,87 х √Р1: (m x q) (107)

где: Р1 - вместимость 1 м скважины по ВВ; m - коэффициент сближения зарядов; n - число смен в сутки;

q - удельный расход ВВ, кг/ м3

Вместимость 1 м скважины по ВВ определяется по формуле:

Р1=0,785 d2скв х к3 х ∆ (108)

где: d - диаметр скважины, м;

к3 - коэффициент заполнения скважины (0,7 ÷ 0,8);

∆ - плотность ВВ, кг/ м3;

Р1=0,785 0,1052 х 0,7 х 1060 = 0,12 кг

Коэффициент сближения зарядов рассчитываем по формуле:

m = 1,66 - 0,066 х f (109)

где: f - крепость руды

m = 1,66 - 0,066х10 = 1

Удельный расход ВВ применяется равным

q = 1,5 ÷ 2,0 кг/ м3;

Wрасч=0,87 х √ (0,12 x 1,2) = 0,213 м

Согласно опыту отработки блоков данной системой расстояние между концами скважин принимается равным 2,5 м. Толщина отбиваемого слоя равна расстоянию между рядами скважин и составляет 2,5 м.

. Определяется масса заряда на слой:

Масса заряда на слой выше бурового штрека:

Qсл=q x Vсл, кг (110)

где: q - удельный расход ВВ, кг/ м3;

Vсл - объем слоя, м3;

Vсл = m х H х L, м3 (111)

где: m - мощность слоя, м;

H - высота слоя, м;

L - длина слоя;

Vсл = 40 х 2,5 х 37 = 3700 м2

Qсл= 2 х 3700 = 7400 кг

Масса заряда на слой выше транспортных штреков будет равна:

Vсл = 40 х 2,5 х 27 = 2700 кг

Расход ВВ на 1 м скважины определяем по формуле:

q1м= Qвв: (∑L) (112)

где: Qвв - расход ВВ на взрываемый слой, кг;

∑L - суммарная длина скважин 1 веера, м;

q1м= 7400:1946,75 = 3,8 кг

Время бурения одного веера скважин определяется по формуле:

Tб=∑Lскв : (Pбур x nбур) (113)

где: ∑Lскв - суммарная длина скважин одного веера;

Pбур - суммарная производительность 1 станка, м/ мин

Tб1=∑L1-74 : (Pбур x nбур)=1946 х 75 : (23.3) = 83,55

Tб2=∑L75-85 : Нбур=133 х 25 : (23.3) = 5,7

Tб=∑L86-94 : Нв=103,5 : (23.3) = 4,4

Сменная производительность бурового станка определяется по следующей формуле:

Рбур = Тсм - (tnв + tnn ) : Vбур (114)

Рбур = 7 - (0,5+0,25) : 1 = 6,25 м/ смену

где: Тсм - продолжительность смены, час;

Vбур - время на бурение 1 м скважины

Время заряжения одного веера определяется по формуле:

Тзар= Qвв : (Рз.уст. х Ки.в) (115)

где: Qвв - расход ВВ на взрываемый слой, кг;

Рз.уст - производительность зарядной установки УЛЬБА м/ л кг/ мин

Тзар1= 7400 : (30.05) = 493 мин

Тзар2= 2700 : (30х0.5) = 180 мин

Расход сжатого воздуха на бурение одного веера скважин определяется по формуле:

Q = Тбур х qвоз (116)

где: Тбур - время бурения одного веера;

qвоз - расход сжатого воздуха бурильной установки НКР - 100М, м3/мин

Q1 = 83,55х15х60 = 75195 м3

Q2 = 5,7х60х15 = 75195 м3

Q3 = 4,4х60х15 = 3960 м3

Определяется время отработки слоя по формуле:

tсл=tбур+tзар+tмонт.в.у. (117)

где: tбур - время бурения, мин;

tзар - время заряжания, мин;

tмант.в.у - время монтир. взрывной цепи, мин;

tсл= (5,7+83,55) х 60 + (493+180) + 4х60 = 6268 мин=104 ч

Количество рудной массы, добытой из слоя:

Дсл= В х Н х m х γ, т (118)

Дсл=2,5 х 70 х 40 х 3 = 21000 т

5.2 Доставка руды в блоке

В данной системе доставка руды производится под собственным весом. Отбитая руда через рудоспускные отделения попадает в орты-заезды транспортного штрека. Далее руда транспортируется из орта-заезда погрузочно-доставочной машиной ЛК - 1 к блоковому рудоспуску, откуда руда транспортируется электровозами рудощему стволу.

Расчет производительности ЛК - 1

Рчас= 60 : tр х Vк х Кн х Ки.в. х γ (119)

где: tр - время одного рейса;

Vк - объем одного ковша;

Ки.в. - коэффициент использования времени;

γ - плотность руды

tр = tн.к. + ((Lгр + Lпр): Vср) + tразг. + tман. (120)

где: tн.к - продолжительность наполнения ковша, мин;

Vср - средняя скорость движения машины, км/час;

tразг. - время разгрузки, мин;

tр - время маневров, мин

tр = 0,33+((60+60) : 200) + 0,5 = 0,33 = 2 мин.

Рчас= (60:2) х 1,5 х 3 х 0,8 х 0,7 = 75,6 т/час;

По полученным результатам можно установить, что отбитая руда с одного слоя будет убрана за 277 часов или за 13,5 смен.

5.3 Поддержание выработанного пространства

В данной системе при взрывании слоев скважин вместе с обрушением руды будет производиться обрушение вмещающих пород. В результате обрушенная руда оказывается зажатой вмещающими породами. После уборки руды из блока в отработанном пространстве останутся только вмещающие породы. За счет вмещающих пород и будет поддерживаться выработанное пространство.

6. Отработка МКЦ и МЭЦ

В данной системе разработки по заданным горно-геологическим условиям и средней ценности руды отработка междукамерных и междуэтажных целиков не предусматривается.

7. Проветривание блока

В данной системе затрудняется проветривание за счет общешахтной вентиляции. Поэтому для улучшения проветривания дополнительно устанавливаем вентиляторы местного проветривания ВМ - 6, ссылаясь на технологическую схему проведения откаточного штрека. Вентиляторы устанавливаются в выработках, который соединят блоковый восстающий с передними выработками блока. Выработки проветриваются нагнетательным способом. Время после проветривания составляет 0,5 часа.

Наименование работВремя, мес.Месяцы12345678910111213141516171819Подготовительные1Нарезные5,5О-иные12,5

Таблица 21. Распределение запасов руды в блоке

№Наименование работкол-во выработоксечение выработки, м2объем выработки, м3плотность руды, т/м3пром. запасы, ткоэф. извлеченияизвлекаемые запасыкоэф. разубожив.длина выработки, мвидимое извлечениепракт. извлечениепо рудепо породеВсегопо рудепо породеВсегопо рудепо породеВсего1ГПР1.1Штрек откаточный1-18.218.2-14561456-----8080--1.2Восстающий боковой1-5.45.4-432432-----8080--Итого ГПР:21888--160--2Нарезные работы2.1Орт-заезд811-111320-132045280152801.0515-155544-2.2Траншейный штрек210-101600-160046400164001.0580-807620-2.3Транспортный штрек116-161280-128045120151201.0580-805376-2.4Штрек буровой110-10800-80043200132001.0580-803360-2.5Выпускные выработки166-6960-96043840138401.0510-104032-2.6Блоковый рудоспуск1-55-252525------55--Итого:29559602559852384023840250323.153Отчистная выемка3.1Выемка запасов блока----198773-198773479209517920951.05---834846Всего по блоку3181893218189321.05899879

8. Экономический раздел

.1 Расчет расхода материалов по блоку

Таблица 22. Расчет расхода материалов Q мес = 11042,9 м3

Наименование материаловЕд. измеренияОбъем работНорма расходаКол-во на полный объемЦена за ед-цуСумма затрат на производ. программуВ.В.кг11042.91.011042.96.066257.4СТ (30 % от В.В.)----1.819877.22Скреперный торсм11042.90.384196.317.272176.36Буровая сталькг11042.90.02220.920.04418.0Буровые коронкикг11042.90.00222.0950.01104.5ИТОГО:163833.48НЕ УЧТЕНО 10%163833.348ВСЕГО:180216.83

Себестоимость на одну тонну руды по расходу материалов составит:

8.2 Расчет расхода электроэнергии и сжатого воздуха

Таблица 23. Расчет стоимости энергии.

Вид энергииЕд. измер.Объем работНорма расходаПотребное кол-воСтоимость ед-цыОбщая стоимостьЭлектроэнергиякВт/час11042.910.011042900.3841963.02Сжатый воздухм311042.950.055214500.3820981.51ИТОГО62944.53Неучтенные 10%6294.453ВСЕГО:65938.98

Себестоимость 1 т. руды по расходу энергии составит С1т= 1.57 руб.

8.3 Расчет амортизации оборудования в блоке

Таблица 24. Расчет амортизации.

Наименование оборудованияКол-воЦена за единицуСтоимость всего оборудованияНорма амортизацииСумма амортизацииНКР - 100М3400000.01200000.02.0824960ЛК - 11800000.0800000.01.612800ИТОГО:200000037760

Себестоимость 1 т руды составит С1т= 0.85 р.

8.4 Расчет погашения ГПР

Таблица 25. Затрата на ГПР

Наименование выработкиКол-во вар-окДлина, мВсего на длинуСтоимость 1 м.руб.Полная стоимостьштрек откаточный180804406352480восстающий блоковый180802082166560

Рассчитываем погашение ГПР:

П=Сг.п. : Зб (121)

П=519040 : 796092 = 0,65 руб/т;

где: Сг.п - стоимость всех горно-подготовительных выработок в блоке;

8.5 Калькуляция себестоимости

Таблица 26. Калькуляция на добычу руды.

Статьи расходовЗатраты, руб.Всегона 1 т.% лишнегоРасход материалов180216.834.121.76Расход энергии69238.981.578.33Амортизация оборудования37760.00.854.56Погашение ГПР519040.00.653.45Заработная плата515275.011.6761.9ИТОГО:18.84100

8.6 Технико-экономические показатели

Таблица 27. ТЭП.

Наименование показателейЕд. измер.ПоказателиПроизводственная программа блока на месяцт/мес44171.6Стоимость 1 т рудыруб.18.84Извлекаемые запасыт795092Коэффициент извлечения-1.0Коэффициент разубоживания-1.05Общая производимость отработки блокамесс.19

Библиография

1. Агошков М.И. «Разработка рудных и нерудных месторождений» М:Недра. 1983 г.

. Справочник по горнорудному делу под редакцией Гребенюк В.А. М:Недра. 1985 г.

. Варанов «Справочное пособие по расчету систем разработок» М:Недра. 1985 г.

. Малахов «Основные расчеты систем разработок» М:Недра. 1968 г.

Приложение справочное 1

Для увеличения добычи полезных ископаемых необходимо на действующих и на рабочих шахтах и рудниках широко внедрять современные достижения горной науки и технике в области механизации горных работ (бурения, взрывные работы, погрузка и крепление) и новых форм организации труда. Для автоматизации и контроля отдельных технологических процессов горного дела (вентиляция, откатка и выпуск руды, контроль устойчивости горных пород и т.п.) внедряются радиоактивные установки с использованием радиоактивных изотопов. Роль механизации в горнорудном деле за последние годы сильно возросла и на многих рудниках достигает 90-99 %.

Буро-взрывные работы, уборка породы и другие процессы ведутся совершенными методами с применением бурильных машин с повышенным числом ударом, буровых тележек с мощными перфораторами, высокопроизводительных погрузочных механизмов, а также с использованием комплексного оборудования для отбойки о погрузки породы. Новаторы горнорудной промышленности цветной металлургии за последние годы добились высоких показателей проходки выработок в весьма крепких породах.

Полости в земной коре, образованные в результате выемки горных пород при разведке или разработке месторождения полезных ископаемых, называются горными выработками. Все горные выработки классифицируются по следующим признакам:

. Назначение:

разведочные;

эксплуатационные;

хозяйственные.

. Расположение относительно дневной поверхности:

открытые (выработки, не имеющие замкнутого контура в поперечном сечении, вследствие примыкания их к земной поверхности);

подземные (выработки, ограниченные по всему контуру поперечного сечения горными породами).

. Положение в пространстве:

вертикальные;

горизонтальные;

наклонные.

4. Протяжённость:

протяжённые (их длина во много раз больше поперечного сечения);

камерные (их длина не значительно отличается от размеров поперечного сечения).

Поверхности, ограничивающие выработку, носят различные наименования. Поверхность, ограничивающая выработку снизу, называется подошвой или почвой выработки, сверху - кровлей, а с боков - стенками или боками выработки.

Начало подземной выработки, примыкающее к дневной поверхности или к другой выработке, называется устьем, а противоположный перемещающийся в результате горных работ конец её, забоем.

По направлению оси выработки измеряется её длина или протяжение. В зависимости от угла, составляемого осью выработки с горизонтом. Так и классифицируют выработки на вертикальные, горизонтальные и наклонные.

Очерёдность проведения выработок:

1. Разведочные выработки проводятся с целью обнаружения месторождений, выяснения характера залегания и определение запасов полезного ископаемого в месторождении.

2. Эксплуатационные выработки проводятся с целью добычи полезного ископаемого из месторождения подземным или открытым способом. Эксплуатационные выработки подразделяются на капитальные, подготовительные и очистные.

Капитальными называются выработки, которые имеют целью соединить месторождение с земной поверхностью, также служащие для размещения стационарного горного оборудования и машин.

Подготовительными выработками, называются выработки рассекающие месторождение полезного ископаемого на выемочные участки и блоки и таким образом подготавливающие его для очистной выемки.

Очистными называются выработки, предназначенные для добычи полезного ископаемого из месторождения.

Горизонтальные выработки подразделяются на камерообразные и штольнеобразные.

Камерообразной называется горизонтальная выработка, имеющая сравнительно большое поперечное сечение и небольшую длину.

Штолънеобразной называется любая горизонтальная выработка, имеющая сравнительно малые поперечные размеры по отношению к длине.

Горизонтальные штольнеобразные выработки проходятся обычно не строго горизонтально, а с незначительным подъёмом в сторону границ шахтного поля для облегчения откатки руды и сток подземных вод. К штольнеобразным горизонтальным выработкам относятся штреки, штольни, туннели, квершлаги, орты и др.

Штреком или продольной выработкой называется горизонтальная подземная выработка, не имеющая выхода на земную поверхность и проводимая по простиранию рудного тела, а при горизонтальном его залегании в любом направлении.

Штреки (продольные выработки) подразделяются на:

. Главные, проводимые на всю длину шахтного поля;

2. Групповые, предназначенные для обслуживания разработки группы пластов, жил и других видов залежей;

3. Промежуточные или подэтажные, ограничивающие подэтаж блока, ярус или столб залежи.

Штрек, пройденный по пустой породе, параллельно простиранию залежи, называется полевым, а по руде - рудным. Штрек предназначен для транспортирования полезного ископаемого, пустых пород, материалов, оборудования, передвижения людей, стока воды, проветривания, прокладывания шахтных коммуникаций.