ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ ПРОЕКТИРОВАНИЯ

Курсовой проект

по дисциплине «Основные процессы и геотехнология отработки рудных месторождений»

Тема: «Выбор, экономическое сравнение и расчет вариантов взрывной отбойки и доставки руды в блоке»

Выполнил: ст. гр. ГР-12

Воевода Е.Г.

Проверил: старший преподователь

Шеховцова В.О.

 

СОДЕРЖАНИЕ

 

ВВЕДЕНИЕ……………………………………………………………………………3

1 ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ ПРОЕКТИРОВАНИЯ………………………….....4

2 ВЫБОР СПОСОБА ВЗРЫВНОЙ ОТБОЙКИ РУДЫ В БЛОКЕ…………………5

2.1Вариант отбойка руды веерами скважин диметром 65 мм…………...……. 5

2.2 Вариант отбойка руды веерами скважин диаметром 75 мм………………..13

2.3 Вариант отбойка руды веерами скважин диаметром 85 мм………….…..18

2.4 Технико-экономическое сравнение вариантов и выбор способа отбойки руды……..…………………………………………………………………………….23

3 ВЫБОР СПОСОБА ДОСТАВКИ РУДЫ В БЛОКЕ……………………………..24

3.1 Обоснование способа подсечки и расчёт параметров БВР на её

образование…………………………………………………………………….24

3.2 Расчёт доставки руды скреперными установками 55ЛС-2………………....27

3.3 Расчёт доставки руды виброустановками ВДПУ-4ТМ……………………..39

3.4 Расчёт доставки руды самоходными погрузочно-доставочными машинами

ПД-8……………………………….……………………………………………47

3.5 Технико-экономическое сравнение вариантов и оптимизация параметров

взрывной отбойки и доставки руды в блоке………………………………...55

ЗАКЛЮЧЕНИЕ………………………………..…………………………………….61

СПИСОК ИСПОЛЬЗУЕМОЙ ЛИТЕРАТУРЫ…………………………………….62

ПРИЛОЖЕНИЯ……………………………………………………………………...63

 

ВВЕДЕНИЕ

Огромное значение при подземной добыче руд имеет организация и проведение очистных работ, на их долю приходится около 20-40% трудозатрат. Очистная выемка напрямую влияет на показатели извлечения руды. Если воспользовавшись статистическими данными и определить в процентах долю каждого процесса очистной выемки в отдельности, то получим следующие показатели:

- отбойка руды – от 20 до 80%;

- доставка руды – от 10 до 60%;

- поддержание очистного пространства от 0 до 30%.

Каждый из перечисленных процессов может влиять на показатели других, поэтому решения должны приниматься по комплексу взаимосвязанных процессов.

Отбойка предназначена для отделения руды от массива с одновременным дроблением ее на куски кондиционного размера. Большие удельные затраты на отбойку предопределяют необходимость оптимизации параметров расположения зарядов для установления рациональной схемы обуривания очистных забоев.

Доставка – один из основных производственных процессов подземной добычи руды определяется как способ перемещения отбитой рудной массы от очистного забоя до погрузки в средства подземного транспорта. От технологии и механизации этого процесса требуется минимум затрат и максимальная производительность. Оценивая тот или иной способ доставки, следует учитывать экономические последствия от потерь и разубоживания руды.

Целью курсового проекта является выбор оптимального варианта отбойки и доставки руды в блоке.

Задачи: рассчитать взрывную отбойку в блоке, выбрать путем технико – экономического сравнения наиболее дешевую отбойку, выбрать и рассчитать способ подсечки, рассчитать способ доставки и выбрать с минимальными затратами и наиболее прибыльный в сочетании вариант отбойки и доставки.

 

ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ ПРОЕКТИРОВАНИЯ

Номер варианта
Крепость руды 11-12
Плотность руды в массиве, т/ м 3,5
Плотность породы в массиве, т/ м 2,7
Диаметр скважин, мм 65;75;85
Тип применяемого ВВ Гранулит АС-4
Схемы обуривания
Параметры блока, м Высота блока, H Ширина блока, B Длина (мощность) блока, L (М)  
Число подэтажей
Число скважин в пучке -
Коэффициент сближения зарядов -
Коэффициент потерь 0,15
Коэффициент разубоживания, доли ед. 0,20;0,16;0,18
Стоимость добычи рудной массы, руб./т
Стоимость переработки рудной массы, руб./т
Отпускная цена продукта, руб./т
Содержание полезного компонента, %
Содержание полезного компонента в промпродукте, %
Содержание полезного компонента в хвостах, %
Цена 1 тонны применяемого ВВ, руб/т
Стоимость СИНВ, руб/ед. 25,1
Себестоимость проходки ПНР, руб/м3
Стоимость бурения 1м скважины, руб 844,6
Тарифная ставка взрывника 5 разряда, руб/смену 93,86
Тарифная ставка бурильщика 5 разряда, руб/смену 270,7
Тарифная ставка машиниста скреперной установки 5 разряда,руб/смену 246,3
Тарифная ставка монтажника 5 разряда, руб/смену 246,3
Тарифная ставка машиниста ВДПУ 4 разряда, руб/смену 246,3
Тарифная ставка машиниста ПД-8 4 разряда, руб/смену 270,7
Стоимость ВДПУ-4ТМ, руб. (данные за 2013 год) 340 000
Стоимость 55ЛС-, руб. (данные за 2013 год) 380 000
Стоимость ПТ-48, руб. (данные за 2013 год) 35 000
Стоимость МЗКС-160, руб. (данные за 2013 год)
Стоимость ПД-8, руб.(данные за 2013 год)

РАСЧЁТ ВАРИАНТОВ ОТБОЙКИ РУДЫ СКВАЖИНАМИ

Методика выбора способа взрывной отбойки руды представлена в методическом указании [1]. Критерий оптимизации представлен в следующем виде:

З= , (2.1)

Где З - удельные затраты нна отбойку в расчете на 1 т балансовой руды, руб./т;

Спнр – затраты на подготовительно-нарезные выработки с бурением, руб./т;

Сбур – затраты на бурение шпуров (скважин), руб./т; Свм – затраты на ВВ и СИ, руб./т; Сзар – трудовые затраты на заряжание ВВ, руб./т; – ущерб от потерь ) и разубоживание ( ) на 1 т балансовых запасов, руб./т (

Вариант отбойки руды веерами скважин диаметром 65мм.

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

Схема отбойки руды одиночными параллельными скважинами приведена в приложении А.

Линия наименьшего сопротивления ( , м) определяется по формуле

, (2.2)

где – диаметр скважин, м;

– плотность ВВ при заряжании, кг/м3;

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

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

.

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

b = 1,4× W , (2.3)

b = 1,4 × 1,9 = 2,66

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

Таблица 2.1 Данные по скважинам слоя при веерной отбойке

Блок №1 d=65мм
поэтаж 1
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,6 31,8 116,07
0,5 26,5 96,725
53,1 0,5 26,55 96,9075
53,5 0,6 32,1 117,165
40,2 0,5 20,1 73,365
29,5 0,6 17,7 64,605
21,2 0,6 12,72 46,428
15,2 0,4 6,08 22,192
11,2 0,5 5,6 20,44
8,6 0,5 4,3 15,695
0,5 3,5 12,775
6,3 0,5 3,15 11,4975
6,3 0,5 3,15 11,4975
итого   358,1   193,25 705,3625
подэтаж 2
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,6 31,8 116,07
0,5 26,5 96,725
53,1 0,5 26,55 96,9075
53,5 0,6 32,1 117,165
40,2 0,5 20,1 73,365
29,5 0,6 17,7 64,605
21,2 0,6 12,72 46,428
15,2 0,4 6,08 22,192
11,2 0,5 5,6 20,44
8,6 0,5 4,3 15,695
0,5 3,5 12,775
Продолжение таблицы 2.1
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
6,3 0,5 3,15 11,4975
6,3 0,5 3,15 11,4975
итого   358,1   193,25 705,3625
подэтаж 3
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,6 31,8 116,07
0,5 26,5 96,725
53,1 0,5 26,55 96,9075
53,5 0,6 32,1 117,165
40,2 0,5 20,1 73,365
29,5 0,6 17,7 64,605
21,2 0,6 12,72 46,428
15,2 0,4 6,08 22,192
11,2 0,5 5,6 20,44
8,6 0,5 4,3 15,695
0,5 3,5 12,775
6,3 0,5 3,15 11,4975
6,3 0,5 3,15 11,4975
итого   358,1   193,25 705,3625
подэтаж 4
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,6 31,8 116,07
0,5 26,5 96,725
53,1 0,5 26,55 96,9075
53,5 0,6 32,1 117,165
40,2 0,5 20,1 73,365
29,5 0,6 17,7 64,605
21,2 0,6 12,72 46,428
15,2 0,4 6,08 22,192
11,2 0,5 5,6 20,44
8,6 0,5 4,3 15,695
0,5 3,5 12,775
6,3 0,5 3,15 11,4975
6,3 0,5 3,15 11,4975
итого   358,1   193,25 705,3625
Итого всего   1432,4   2821,45

 

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

; (2.4)

м3.

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

; (2.5)

м3/м.

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

; (2.6)

кг/м3.

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

 

 

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

 

, (2.7)

где - ширина блока, м.

5 шт.

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

; (2.8)

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

; (2.9)

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

Vбл.= M × H × B ; (2.10)

Vбл.= 56 × 35 × 8 = 15680 м3 или

Qбл. = 15680 × 3,5 = 54880 т.

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

; (2.11)

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

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

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

Vбур.штр = 8 × 7,5 × 4= 240 м3.

Определяем сравнительные затраты по варианту.

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

, (2.13)

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

VПНР – объём буровых выработок, м3;

- балансовые запасы руды в блоке, т.

руб/т.

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

, (2.14)

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

Lбур – суммарная глубина шпуров (скважин), м.

руб/т.

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

, (2.15)

где - цена применяемого ВВ, руб/кг;

GВВ - расход ВВ на блок (камеру), кг.

руб/т.

 

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

, (2.16)

где - цена применямых СИ, руб/ед;

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

Qотб – отбивные запасы в блоке, т.

руб/т.

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

, (2.17)

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

Т - тарифная ставка взрывника, руб/смену;

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

руб/т.

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

; (2.18)

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

, (2.19)

(2.20)

, - отклонение скважин от проектного контура, м;

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

- линия наименьшего сопротивления по данным проекта на обработку блока;

- диметр заряда ВВ (скважины), м;э

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

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

- мощность рудной залежи, т.

.

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

, (2.21)

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

к - содержание полезного компонента в промпродукте, %;

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

= .

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

; (2.22)

, (2.23)

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

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

Цотп - отпускная цена промпродукта, руб/т;

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

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

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

руб/т.

,

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

 

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

Вариант отбойки руды веерами скважин диаметром 75 мм

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

Схема отбойки руды веерами скважин приведена в приложении Б

Линия наименьшего сопротивления определяется по формуле 2.2

м.

Расстояние между веерами определяется по формуле 2.20 [1;с.17]

b = 1,4 × 2,05= 2,87 м.

Согласно таблице 2.2, длина скважин в слое составит 1348 м, масса заряда ВВ в слое равна 3218,304кг. . Коэффициент заполнения был скорректирован и принят индивидуальный для каждой скважины.

 

Таблица 2.2 - Данные по скважинам слоя при веерной отбойке

Блок №2 D= 75мм
подэтаж 1
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,5 26,5 127,2
0,4 21,2 101,76
53,2 0,4 21,28 102,144
53,5 0,5 26,75 128,4
0,6 22,2 106,56
25,6 0,6 15,36 73,728
18,2 0,5 9,1 43,68
0,6 7,8 37,44
9,6 0,5 4,8 23,04
Продолжение таблицы 2.2
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
7,6 0,7 5,32 25,536
6,7 0,5 3,35 16,08
6,6 0,6 3,96 19,008
итого     167,62 804,576
подэтаж 2
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,5 26,5 127,2
0,4 21,2 101,76
53,2 0,4 21,28 102,144
53,5 0,5 26,75 128,4
0,6 22,2 106,56
25,6 0,6 15,36 73,728
18,2 0,5 9,1 43,68
0,6 7,8 37,44
9,6 0,5 4,8 23,04
7,6 0,7 5,32 25,536
6,7 0,5 3,35 16,08
6,6 0,6 3,96 19,008
итого     167,62 804,576
подэтаж3
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,5 26,5 127,2
0,4 21,2 101,76
53,2 0,4 21,28 102,144
53,5 0,5 26,75 128,4
0,6 22,2 106,56
25,6 0,6 15,36 73,728
18,2 0,5 9,1 43,68
0,6 7,8 37,44
9,6 0,5 4,8 23,04
7,6 0,7 5,32 25,536
6,7 0,5 3,35 16,08
6,6 0,6 3,96 19,008
итого     167,62 804,576
подэтаж4
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,5 26,5 127,2
0,4 21,2 101,76
53,2 0,4 21,28 102,144
53,5 0,5 26,75 128,4
0,6 22,2 106,56
25,6 0,6 15,36 73,728
18,2 0,5 9,1 43,68
Продолжение таблицы 2.2
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,6 7,8 37,44
9,6 0,5 4,8 23,04
7,6 0,7 5,32 25,536
6,7 0,5 3,35 16,08
6,6 0,6 3,96 19,008
итого     167,62 804,576
итого всего     670,48 3218,304

 

Объём руды в слое равен (2.4):

м3.

Выход руды с 1м скважины составит (2.5):

м3/м.

Фактический удельный расход ВВ составит (2.6):

кг/м3.

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

Количество слоёв скважин в блоке составит (2.7):

слоя.

Суммарная длинна скважин в блоке составит (2.8):

Суммарный расход ВВ по блоку составит (2.9):

Обрушаемый объём руды в блоке равен (2.10):

Vбл.= 56× 35 × 8 = 15680 м3 или

Qбл. = 15680 × 3,5 = 54880 т.

 

Выход руды с 1 метра скважин составит (2.11):

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

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

Vбур.штр = 8 × 7,5 × 4= 240 м3.

Затраты на ПНР составят (2.13):

руб/т.

Затраты на бурение скважин составит (2.14):

руб/т.

Затраты ВВ составят (2.15):

руб/т.

Затраты на средств инициирования составят (2.16):

руб/т.

 

Затраты на заряжание ВВ составят (2.17):

руб/т.

Потери ( , %) и разубоживание руды ( ,%) на контакте с вмещающими породами при сравнительной оценке вариантов оконтуривания блока определяются по формулам (2.19 и 2.20).

Отклонение скважин от проектного контура составит (2.18):

.

,

Ущерб от потерь ( ) и разубоживания ( ) на 1 т балансовой руды (руб) определяется по выражениям 2.21 и 2.22 соответственно

руб/т.

,

Суммарные затраты по варианту составят (2.1)

=

= руб/т.

Вариант отбойки руды веерами скважин диаметром 85 мм.

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

Схема отбойки руды веерами скважин приведена в приложении В.

Линия наименьшего сопротивления определяется по формуле (2.2):

м.

Расстояние между веерами определяется по формуле 2.20 [1;с.17]:

b = 1,4 × 2,2= 3,08м.

Согласно таблице 2.3, длина скважин в слое составит 1312,4 м, масса заряда ВВ в слое равна 3878,784 кг. Коэффициент заполнения был скорректирован и принят индивидуальный для каждой скважины.

 

Таблица 2.3 Данные по скважинам слоя при веерной отбойке

Блок №3 D= 85мм
подэтаж 1
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
Продолжение таблицы 2.3
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,4 21,2 133,56
0,5 26,5 166,95
53,1 0,5 26,55 167,265
53,5 0,4 21,4 134,82
36,6 0,5 18,3 115,29
25,2 0,6 15,12 95,256
17,5 0,5 8,75 55,125
12,4 0,4 4,96 31,248
9,3 0,5 4,65 29,295
7,6 0,4 3,04 19,152
6,9 0,5 3,45 21,735
итого   328,1   153,92 969,696
подэтаж 2
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,4 21,2 133,56
0,5 26,5 166,95
53,1 0,5 26,55 167,265
53,5 0,4 21,4 134,82
36,6 0,5 18,3 115,29
25,2 0,6 15,12 95,256
17,5 0,5 8,75 55,125
12,4 0,4 4,96 31,248
9,3 0,5 4,65 29,295
7,6 0,4 3,04 19,152
6,9 0,5 3,45 21,735
итого   328,1   153,92 969,696
подэтаж 3
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,4 21,2 133,56
0,5 26,5 166,95
53,1 0,5 26,55 167,265
53,5 0,4 21,4 134,82
36,6 0,5 18,3 115,29
25,2 0,6 15,12 95,256
17,5 0,5 8,75 55,125
Продолжение таблицы 2.3
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
12,4 0,4 4,96 31,248
9,3 0,5 4,65 29,295
7,6 0,4 3,04 19,152
6,9 0,5 3,45 21,735
итого   328,1   153,92 969,696
подэтаж 4
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,4 21,2 133,56
Продолжение таблицы 2.3
№ угол наклона L скважины коэф. Заполнения L заряда М заряда
0,5 26,5 166,95
53,1 0,5 26,55 167,265
53,5 0,4 21,4 134,82
36,6 0,5 18,3 115,29
25,2 0,6 15,12 95,256
17,5 0,5 8,75 55,125
12,4 0,4 4,96 31,248
9,3 0,5 4,65 29,295
7,6 0,4 3,04 19,152
6,9 0,5 3,45 21,735
итого   328,1   153,92 969,696
Итого всего   1312,4   615,68 3878,784


Объём руды в слое равен (2.4):

м3.

Выход руды с 1м скважины составит (2.5)

м3/м.

Фактический удельный расход ВВ составит (2.6):

кг/м3.

Отклонение =0,95 от =0,9 – 5 %, что не превышает допустимое 10%.

Таким образом, расчёт проведён верно.

 

Количество слоёв скважин в блоке составит (2.7)

4 слоев.

Суммарная длинна скважин в блоке составит (2.8)

Суммарный расход ВВ по блоку составит (2.9)

Обрушаемый объём руды в блоке равен (2.110)

Vбл.= 15680 м3 или

Qбл. = 15680 × 3,5 = 54880 т.

Выход руды с 1 метра скважин составит (2.11)

При веерной отбойке буровых заходок в блоке нет,но по сравнению с другими вариантами приходится один буровой штрек. Сечение принимаем 7,5м2.

 

Объем буровых выработок составит (2.12)

Vбур.штр = 8 × 7,5 × 4= 240 м3.

Определяем сравнительные затраты по варианту.

Затраты на ПНР составят (2.13)

руб/т.

Затраты на бурение скважин составит (2.14)

руб/т.

 

Затраты ВВ составят (2.15)

руб/т.

Затраты на средств инициирования составят (2.16)

руб/т.

Затраты на заряжание ВВ составят (2.17)

руб/т.

Потери ( , %) и разубоживание руды ( ,%) на контакте с вмещающими породами при сравнительной оценке вариантов оконтуривания блока определяются по формулам (2.19, 2.20).

 

Отклонение скважин от проектного контура составит (2.18):

.

.

Ущерб от потерь ( ) и разубоживания ( ) на 1 т балансовой руды (руб) определяется по выражениям 2.21 и 2.22 соответственно:

руб/т,

.

Суммарные затраты по варианту составят (2.1)

 

=

= руб/т.

Технико-экономическое сравнение вариантов и выбор способа отбойки руды

Полученные данные по вариантам отбойки заносятся в таблицу 2.3.

 

Таблица 2.3 Технико-экономические показатели отбойки руды по вариантам

Наименование показателей Варианты
Отбито руды в забое, т
Удельный расход ВВ, кг/м3 0,7 0,8 0,9
Выход руды с 1 м скважины, т/ м 7,7 10,2 10,45
Потери, % 0,92 0,97 1,3
Разубоживание, % 0,32 0,34 0,3
Продолжение таблицы 2.3
Наименование показателей Варианты
Суммарные сравнительные затраты, руб/т 169,22 142,91 148,93
Отклонение по вариантам, % 18,4 4,2

 

Минимальные сравнительные затраты 142,91 руб./т получены при отбойки веерами скважин d=75 мм. Вариант (1) с отбойки веерами скважин d=65 мм дороже на 18,4%, а вариант (3) с отбойкой веерами скважин d=85 мм дороже на 4,2%. Таким образом, вариант (2) с веерами скважин d=75 мм, имеющий минимальные затраты принимается за оптимальный и рекомендуется предварительно проектом (окончательное решение принимается по результатам оптимизации параметров отбойки и доставки руды в блоке).

РАСЧЕТ ВАРИАНТОВ ДОСТАВКИ РУДЫ В БЛОКЕ

Для технико-экономического сравнения и выбора способа доставки руды в блоке принимаем наиболее распространенные на рудниках способы: скреперный, вибропитателями и самоходными погрузочно-доставочными машинами.

Расчёт вариантов осуществляется по формулам согласно методике, изложенной в методическом указании [2].