Норкулов бобур ботир угли совершенствование системы разработки хандизинского полиметаллического месторождения

Подготовительные и нарезные работы
Объем подготовительных и нарезных выработок в блоке (добычном участке) оценивается двумя показателями:
удельным объемом подготовительно-нарезных работ (%) , показывающим долю рудных запасов блока (добычного участка ), извлекаемых при выполнении этих работ
К_у=100V_п.н/V ,
где: V_п.н- объем рудных запасов извлекаемых из блока (добычного участка), при проведении подготовительных и нарезных выработок, м³-5940
V-объем руды в блоке (добычном участке), м³-95035
К_у=100*5940/95035=6,25
Коэффициентом подготовки и нарезки блока (добычного участка), показывающим общую длину (рудных и полевых) подготовительно-нарезных выработок, приходящуюся на 1000 т подготовленных к очистной выемке запасов руды
К_п.н=1000∑l_п.н/(Б-Б_п.н)=1000∑l_п.н/Б_о,
где: ∑l_п.н- суммарная длина подготовительных и нарезных выработок, м-880; Б- балансовые запасы руды в блоке (добычном участке),т- 319318; Б_п.н-запасы руды , извлекаемые при проведении подготовительных и нарезных выработок-19958; Б_о-запасы подготовленные к очистной выемке-299360
К_п.н=1000∑l_п.н/(Б-Б_п.н)=1000∑l_п.н/Б_о=1000*880/299360=2,94 м/1000 т

Таблица 4.

Выработки	Число выработок	Общая длина выработок	Площадь поперечного сечения выработки в про-ходке, м^2		Объем по руде, м^3	Балансовые запасы руды
			по руде	по породе		т	% к балансовым запасам
Подготовительные работы
Откаточный штрек	1	120	-	16,5	-	-	-
Участковый уклон	1	400	-	16,5	-	-	-
Итого	2	520	-	-	-	-	-
Нарезные работы
Подэтажные штреки	3	360	16,5	-	5940	19958	6,25
Итого	3	360	-	-	5940	19958	6,25
Очистные работы
Выемка камер					89095	299360	93,75
То же целиков					-	-	-
Итого					89095	299360	93,75
Всего по блоку		880			95035	319318	100

Расчет очистных работ
Горизонтальная мощность рудного тела-m=14,0 м
Угол падения рудного тела- α =45⁰
Крепость руды по шкале проф. М.М.Протодьяконова-ƒ=14
Плотность руды-γ=3,36 т/м³
коэффициент извлечения руды- k _и.р =0,92
коэффициент разубоживания-ρ=0,15
коэффициент разрыхления- k _р =1,5
длина отбиваемого слоя L- 44 м
высота подэтажа h=10 м
расположение скважин –веерное
буровое оборудование- НКР-100М сменная производительность в породах с ƒ=12-16 8 м , по справочным данным сменная производительность станка этой марки на Алмалыкском РУ в породах ƒ=12-16 составляет 9,5 м, а на руднике «Молибден» в породах ƒ=16-17 составляет 8 метров.
диаметр скважины- Ø=105 мм
взрывание электрическое
Техническая характеристика станка пневмоударного бурения НКР-100М
Таблица 5.

Показатели
Диаметр долота , мм	105
Глубини бурения, м	50
Тип пневмоударника	П-1-75; М-48
Расход сжатого воздуха при давлении 0,5 МПа, м^3/мин	6-7
Расход воды, л/мин	6-8
Привод вращателя	Электрический или пневматический
Мощность, кВт	2,8; 5,1
Частота вращения шпинделя, мин^-1	76
Шаг подачи бурового инструмента, мм	1300
Максимальное усилие подачи, кН	6,0
Габариты станка, мм: длина ширина высота	1500 645 665
Сечение выработки, м^2	2,6*2,6
Масса станка, кг	365

ВВ- Гранулит АС-8В-однородное по внешнему виду, сыпучее, малопылящее ВВ серебристо-серого цвета. Гранулиты определенное время могут находится в обводенных непроточной водой горизонтальных и наклонных вниз шпурах (скважинах), малочувствительны к механическим воздействиям, более безопасны при механизированнном применении по сравненнию с граммонитом и граммоналом.

Техническая характеристика Гранулита АС-8В

Таблица 6.

Показатели
Заряжание: способ коэффициент плотности в шпуре(скважине)	механизированный 1,1-1,2
коэффициент работоспособности относительно аммонита №6 ЖВ	1,1
Вид тары	бумажное с полиэтиленовым вкладышем

Уделный расход ВВ:

q=q_э *e*k₁*k₂ *k₃*k₄*k₅, кг/м³
где:
q_э-эталлонный расход патронированного аммонита №6ЖВ на рыхление руды, кг/ м³ -0,9
e- коэф. относительной работоспособности принятого ВВ-1,1
k₁-коэф. учитывающий трещиноватость массива, k₁=(l/b)^1/2 , где l=0,5 и b=0,4-соответствено растояние между трещинами и размер кондиционного куска-1,12;
k₂-коэф. расположения скважин , принимается равным 1,2 при веерном расположении скважин;
k₃- коэф. учитывающий условия действия зарядов на две поверхности-0,9;
k₄-коэф. плотности заряжания при пневматическом заряжании россыпными ВВ-0,95;
k₅- коэф. диаметра скважины, равный 1 при диаметре скважин 105 мм.
Значение удельного расхода ВВ (патронированного аммонита №6ЖВ) в зависимости от крепости ƒ приведены ниже:
ƒ …… 6-8 8-10 10-12 12-14 14-16 16-18 18-20 20 и выше
q_э кг/м³.. 04,-0,5 0,5-0,6 0,6-0,7 0,7-0,9 0,9-1,0 1,0-1,2 1,2-1,3 1,3-1,5
q=0,9*1*1,12*1,2*0,9*0,95*1=1,15 кг/м³ или 0,34 кг/т
Рассчитываем вместимость 1 м скважины и л.н.с. при коэффициенте сближения зарядов m=1-1,5:
ρ= πd² Δ/4, кг/м;
где: Δ-плотность принятого ВВ-900 кг/м³
ρ=3,14*0,105*0,105*900/4=7,79 кг/м
ω= d*[(0,785* Δ*k_з)/m*q] ^1//2=0,105*[(0,785*900*0,7)/1,5*1,15]^1/2=1,78 м
Расстояние между скважинами в веере вдоль периметра слоя (между концевыми частями зарядов)
а= ω*m=1,78*1,5=2,7 м
В масштабе 1:50 намечаем расположение скважин ; графически определяем длины зарядов и забойки согласно указаниям результаты сводим в таблицу .
Таблица 7.

Номер скважины	Параметры
	длина заряда, м	масса заряда, кг	длина забойки, м	длина скважины, м
1 2 3 4 5 6 7 8	9,6 7,8 6,5 11,7 7,4 4,2 7,2 5,3	74,78 60,76 50,64 91,14 57,65 32,72 56,09 41,29	1,65 3,2 4,9 0,7 2,6 4,5 0,8 2,5	11,25 11 11,4 12,4 10 8,7 8 7,8
Итого	118,2	465,07	20,85	139,05

Количество рудной массы , добытой из слоя составит:

D_сл=n_п.э*(B*h/sinα-S_б)*ω*γ*k_и.р/(1-ρ)=3*(16*10/sin45-5)*1,78*3,36*0,9/(1-0,08)=3972 т
Фактический удельный расход ВВ на 1 т добытой рудной массы- q_фак :
q_фак= Q_фак / D_сл =3*465,07/3972= 0,35кг/т
Фактический удельный расход больше чем на 2,9 %
Длина скважин на 1000 т отбитой рудной массы-k₁:
k₁ =( L_ск/ D_сл)*1000=(556,2/3972)*1000=140 м
Выход рудной массы с 1 м скважины- k₂:
k₂= D_сл / L_ск =3972/556,2=7,14 т


Расчет производительности по видам работ
Продолжительность бурения скважин в слое- t_б, смена:
t_б= L_ск/( n_б*П_б*1,1)=556,2 /(4*9,5*1,1)=13,1 смены
n_б-число буровых станков в работе-4;
П_б-эксплуатационная производительность бурового станка, м/смену-9,5
Удельные трудовые затраты на бурение скважин-Т_{бур.уд.зат}, чел.смен/т:
Т_{бур.уд.зат} = t_б * n_бур/V_бур=13.1*8/3972=0,026 чел.смен/т
Производительность бурильщика - П_бур, т/смена:
П_бур=1/ Т_{бур.уд.зат}=38,46 т/смена
Продолжительность заряжания скважин- t_зар, смена:
t_зар=Q/(n_з*П_з)=1860,28 /(1*1200)=1,55 смены
Удельные трудовые затраты на заряжание и взрывание скважин-Т_{.уд.зат.взр}, чел.смен/т:
Т_{.уд.зат,взр} = t_зар * n_взр/V_бур=1*2/3972=0,0005 чел.смен/т
n_взр-число взрывников-2;
Производительность взрывника – П_взр, т/смена:
П_бур=1/ Т_{уд.зат.взр}=2000 т/смена
Доставка руды
Для доставки отбитой руды до рудоспуска будем использовать погрузочно доставочную машину марки Sandvik LH 307, технические характеристики которого приведено в горно-механической части.
Расчет производительности погрузочно-доставочной машины продолжительности уборки породы рекомендуется выполнять в следующем порядке:
P=
где:
=12-продолжительность смены, ч;
=10-грузоподъемность ПДМ;
=0,7-к.и.м. во времени
=0,97-коэф. снижения производительности из-за выборки и доставки в неработающий забой негабаритных кусков;


^1,5=2,82-соотношение ширины ковша и среднего диаметра кусков руды;
=15-время на ликвидацию одного зависания,мин;
=0,5-время загрузки ковша с учетом маневров у рудоспуска,мин.
P= = =265 т/смену
Продолжительность продолжительность доставки отбитой руды- t_пог , смена:
t_пог=Q/(n_пог*П_з)=3972/(3*265)=5 смены
n_пог –3 количество ПДМ работающих на доставку
Удельные трудовые затраты на погрузку отбитой руды -Т_{.уд.зат.погр}, чел.смен/т:
Т_{.уд.зат,пог} = t _погр * n_погр/V_руды=5*3972=0,0012 чел.смен/т
n_погр-число погрузочных машин-3;