Выбор и обоснование параметров буровзрывных работ для условий разреза "Бунгурский-Северный"

Тем не менее, стоит отметить, что в наше время возникает необходимость повышения безопасности в применении и обращении с ВМ и перехода на применение менее опасных (нетротилсодержащих) ВВ при ведении буровзрывных работ (БВР). Примером таких ВВ могут служить простейшие гранулированные (аммиачно-селитренные) ВВ, содержащие в качестве окислителя АС, в т.ч.: динамоны, простейшие ВВ, которые в качестве горючего содержат невзрывчатые органические материалы (древесную муку, жидкие нефтепродукты и др.); гранулированные сорта этих ВВ называют гранулитами; аммоналы, содержащие в качестве горючего порошок алюминия или других металлов; игданиты - смесь гранулированной АС и дизельного топлива.

Основной тип заряда, применяемый при взрывной подготовке на разрезах угольной компании, является сплошной. При отбойке горной массы такими зарядами наибольший выход негабарита наблюдается из верхней части уступа, в то время как в зоне вблизи заряда интенсивное переизмельчение. Такая неравномерность дробления отрицательно сказывается при дальнейшей отработке взорванной горной массы. Зачастую для сохранения качества взрывной подготовки предприятия вынуждены поднимать высоту столба заряда, путём повышения удельного расхода ВВ, что ведёт к увеличению затрат на производство ВР.

В связи с дальнейшей реализацией «Программы развития буровзрывных работ» принятой в Угольной компании с целью снижения затрат на производство взрывных работ, важной задачей является поиск путей оптимизации качества взрывной подготовки горных пород и затратами на взрывную подготовку.

Начиная с 1958 г. в ИГД им. А.А. Скочинского велись экспериментальные работы по обоснованию рациональной конструкции зарядов для взрывания горных пород. Исследования показали, что в ряде случаев целесообразно применение рассредоточение заряда ВВ на две и более части, путём создания воздушных промежутков.

Такая конструкция зарядов позволяет:

- несколько снизить пиковое давление продуктов взрыва и тем самым снизить переизмельчение породы вокруг заряда;

- увеличить время активного воздействия взрыва на среду за счёт того, что газы верхнего заряда запирают газообразные продукты нижнего заряда;

- разделение заряда на две части создаёт дополнительную интерференцию напряжений в горном массиве;

- приводит к более равномерному дроблению горных пород.

10.3 Расчет массового взрыва

Для сравнения рассмотрим два варианта:

1) применение поэлитиленового рукава и ВВ Гранулит УП-1; 2) применение Сибирита и Гранулита УП-1.

2) Значение удельного расхода ВВ принимается в соответствии с рекомендациями «Руководства к разработке типовых проектов БВР» и опытом производства буровзрывных работ на разрезе. Диаметр бурения принят в соответствии с имеющимся парком бурового оборудования и составляет 0,216 м. Угол наклона скважины принимается в зависимости от физико-механических и структурных свойств пород, а также высоты уступа и технологии разработки (90^°).

Вариант 1:

В обводненных скважинах используем поэлитиленовые рукова, это дает возможность применения неводоустойчевого взрывчатого вещества Гранулит УП-1, поэтому в расчетах скважины считаются сухими.

При условии сохранения крупности дробления в сравнении со сплошным зарядом можно достичь снижения проектного удельного расхода ВВ, величина которого определяется по формуле (выход горной массы при этом не изменяется):

q_пр.р= q_пр•(1- Уl_р/l_вв)=0,655•(1-2,9/8,6) = 0,426кг/м³,

где l_вв - длина сплошного заряда ВВ до рассредоточения.

Расчёт параметров скважин и сетки их расположения.

Расчёт глубины (длины) скважины.

, м; (10.1)

где - угол наклона скважин к горизонту, град.;

l_п - длина перебура, м.

Длина перебура устанавливается из выражения:

, м, (10.2)

При ведении взрывных работ над угольным пластом с целью уменьшения нарушенности породно-угольного контакта должен оставляться недобур, 0,5-1,5 м для пород І-V категорий по блочности.

Коэффициент заполнения скважин ВВ при сплошных зарядах устанавливается в соответствии с выражением

К_з=0,45+0,0006Н+0,12d_е+0,0014Нd_е, (10.3)

где d_е - диаметр естественной отдельности.

К_з=0,45+0,0006•15+0,12•1,4 +0,0014•15•1,4=0,7

Длина колонки сплошного заряда

l_з=l_скв•К_з ,м, (10.4)

l_з=15,9•0,7=11 м.

Длина забойки

l_заб=l_скв-l_з, (10.5)

l_заб=15,9-11=4,9 м.

По рекомендациям ИГД им. Скочинского общая длина воздушных промежутков (?l_вп) не должна превышать:

для наклонных скважин:

, (10.6)

где у_сж - предел прочности на одноосное сжатие, МПа;

f - коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова.

?l_вп=(0,4-(7•10^-7-7²•10^-7))•12=4,7 м.

Радиус зоны разрушения от диаметра заряда, прочностных свойств пород и плотности применяемого ВВ определяется по формуле:

(10.7)

R=17•0.216^0.75•(0.2•7)^-0.5•0.95^0.5=4.5 м.

Если учесть, что от торцевого действия заряда глубина разрушения составляет 1/3 от радиуса разрушения, определяемого по формуле (10.7) и то, что при рассредоточении промежутком, заполненным воздухом или другим материалом (водой, буровой штыб и т.д.) образуются два торца заряда, длину промежутка можно определить как .

Максимальную длину воздушного промежутка можно определить по формуле

, (10.8)

l_вп=11,3•0,216^0.75•(0,2•7)^-0.5•0,95^0.5=2,9 м.

Исходя из выведенной формулы (10.8) величина промежутка рассредоточения должна составлять не более расчётных данных. Расчетные данные для скважин диаметром 216 мм представлены в таблице 10.4.

Таблица 10.4

Расчетные данные для скважин диаметром 216 мм

	Коэффициент крепости пород по Протодьяконову
	3	4	5	6	7	8
Гранулит УП-1	4,5	3,0	3,5	3,0	3,0	2,5
Сибирит	5,0	4,5	4,0	3,5	3,5	3,0

Для наилучшей равномерности дробления горных пород при применении рассредоточения зарядов величину промежутка необходимо определять по формулам (10.6) и (10.8), если значения промежутка превышают данные таблицы 10.4, то число интервалов рассредоточения принимается равным целой части величины

, (10.9)

n_p = 4,7/2,9 = 1.6

Для рассредоточенных зарядов длина забойки (l_заб.р, м) и длина колонки ВВ (l_вв.р, м) составляет

l_заб.р = l_заб•(1- Уl_р/l_скв), (10.10)

l_заб.р = 4,9•(1-2,9/15,9)=4 м.

l_вв.р = l_скв- l_заб - Уl_р (10.11)

l_вв.р = 15,9-4-2,9 = 9 м.

При рассредоточении колонки ВВ на две части длина верхней (1_вврв, м) и нижней (1_вврн, м) частей составляет:

l_вврв = 0,35 •l_ввр, (10.12)

l_вврн = 0,65 • l_ввр. (10.13)

l_вврв = 0,35•9 = 3,2 м,

l_вврн = 0,65 •9 = 5,8 м.

Массу скважинного заряда можно рассчитывать по упрощённой формуле:

, кг, (10.14)

Q_скв=35•9=315 кг.

где Р - вместимость 1 погонного метра скважины, кг/м.

Расчетная вместимость одного погонного метра скважины, а также тротиловый эквивалент применяемого ВВ приведены в таблице 10.5.

Таблица 10.5

Расчетная вместимость одного погонного метра скважины

Наименование ВВ	Тротиловый эквивалент по теплоте взрыва, Квв	Плотность ВВ в скважине, г/см3	Масса ВВ, кг на 1 п.м. диаметр скважины 160 мм	Масса ВВ, кг на 1 п.м. диаметр скважины 216 мм
Гранулит УП-1	0,9	0,95	19	35
Сибирит 1200	0,61	1,20	24	44
Эмульсолит	0,8	1,20	24	44
Аммонит 6ЖВ	1,05	1,05	21	38
Шашки ТГ-П850	1,0	1,4	28	51

Длина сопротивления по подошве уступа (W)

Линия сопротивления по подошве для первого ряда взрываемых скважин рассчитывается по формуле (в м)

W = , (10.14)

где - плотность заряда ВВ, кг/м³ ( = 0,95);

h - высота уступа, м;

угол наклона скважины к горизонту, градус;

k_ПЕР - коэффициент перебура скважин; значение его рекомендуется принимать в следующих пределах: 5-7 для легковзрываемых пород и угля (f = 2-5); 7-9 для пород средней взрываемости (f = 5-7); 9-12 для трудновзрываемых пород (f = 7-10); при взрываниии вскрышных уступов, в подошве которых расположен пласт угля, величина k_ПЕР принимается равной нулю;

коэффициент внешней забойки скважин; рекомендуется принимать равным 20-24 ; для уступов высотой менее 5 м принимается таким, при котором общая длина внешней забойки не превышала бы половины длины заряда;

l_В.П - общая длина воздушных промежутков и промежуточной забойки в скважине, м;

m- коэффициент сближения скважин в ряду; для всех пород m = 1,0-1,2;

q_Р- расчетный удельный расход ВВ , кг/м³;

q_Р= q e,

q - оптимальный удельный расход эталонного ВВ , кг/м³ ;

e - переводной коэффициент работоспособности применяемого ВВ по отношению к граммониту 30/70.

W = = 7 м.

При использовании ВВ, отличающихся от граммонита 30/70, значения удельного расхода следует умножать на поправочные коэффициенты:

- граммонит 30/70 -1,0;

- граммонит ТК3-15 - 1,0;

- гранулотол - 1,0;

- гранулит УП - 1,1;

- гранулит НК - 1,15;

- порэмит - 1,3;

- эмульсолит - 1,3;

- сибирит - 1,2.

Сетка расположения скважин на уступе:

Соотношение между параметрами сетки скважин (коэффициент сближения) устанавливается из выражения:

m = 0,85 + 0,25d_Е = 0,85 +0,25•1,4= 1,2; (10.15)

где d_Е - средний диаметр естественной отдаленности в массиве, м.

Расчетное расстояние между скважинами в ряду определяется из выражения:

(10.16)

Расчетное расстояние между рядами скважин устанавливается из соотношения:

b = = = 6 м (10.17)

где m - коэффициент сближения зарядов для наклонных скважин принимается 0,9- 1,3. При многорядном расположении скважин расстояние между рядами принимается (0,75-1,0) W при КЗВ и 0,85W при одновременном взрывании.

Расстояние между рядами скважин (при многорядном взрывании) для всех горных пород принимается равным сопротивлению по подошве уступа с целью обеспечения наиболее равномерного распределения ВВ во взрываемом массиве.

Объем горной массы взрываемой одной скважиной:

V = a W H = 7 •6 • 15,0 = 630 м³. (10.18)

Выход горной массы с 1 п.м. скважины:

V₁ = === 36,9 м³, (10.19)

где V - объем взрываемой горной массы одним зарядом, м³.

Число рядов скважин определяется по формуле

n = =? 3, (10.20)

Ширина развала пород (в м) после взрыва рассчитывается по формуле:

А_БВР = (1,5-1,7) R _ЧУ= 1,7 • 12,2 = 21 м (10.21)

где А_БВР - ширина буровзрывной заходки, м

Максимальная ширина развала:

В_р = А_БВР + В₀, (10.22)

где В_р - ширина развала, м;

В₀- дальность перемещения горной массы при порядной схеме взрывания, м

В₀ = (1+ sin (0.5 - )• n• K• = (1+ sin (0.5• 3.14 - 75) •3•2•0,54=7,2 м.

В_р = 21+7,2= 28,2 м.

Вариант 2:

Длина скважины, перебура, колонки сплошного заряда, воздушного промежутка, коэффициент заполнения скважин ВВ остаются прежними.

Так как высота столба воды в скважине 2 м, то длина нижнего заряда будет равна 2м, соответственно длина верхнего заряда равна 9-2 = 7 м.

Масса скважинного заряда равна сумме масс нижнего и верхнего зарядов

, кг;

Q_{скв 1}=(44•2)=88 кг;

Q_{скв 2}=(35•7)=245 кг;

Q_скв=88+245=333кг.

Линия сопротивления по подошве для первого ряда взрываемых скважин равна

W = = 7,2 м.

Сетка расположения скважин на уступе:

Соотношение между параметрами сетки скважин (коэффициент сближения) устанавливается из выражения:

m = 0,85 + 0,25d_Е = 0,85 +0,25•1,4= 1,2,

где: d_Е - средний диаметр естественной отдаленности в массиве, м.

Расчетное расстояние между скважинами в ряду определяется из выражения:

Расчетное расстояние между рядами скважин устанавливается из соотношения:

b = = = 6,0 м.

Объем горной массы взрываемой одной скважиной:

V = a W H = 7 •7,2 • 15,0 = 756 м³.

Выход горной массы с 1 п.м. скважины:

V₁ = === 47,5 м³,

где V - объем взрываемой горной массы одним зарядом, м³.

Число рядов скважин определяется по формуле

n = =? 3.

Ширина развала пород (в м) после взрыва рассчитывается по формуле:

А_БВР = (1,5-1,7) R _ЧУ= 1,7 • 12,2 = 21м,

где А_БВР - ширина буровзрывной заходки, м

Максимальная ширина развала:

В_р = А_БВР + В₀,

где В_р - ширина развала, м;

В₀- дальность перемещения горной массы при порядной схеме взрывания, м

В₀ = (1+ sin (0.5 - )• n• K• = (1+ sin (0.5• 3.14 - 75) •3•2•0,54= 7,2 м.

В_р = 21+7,2= 28,2 м.

Принцип рассредоточения зарядов ВВ

Экспериментальные исследования в ИГД им. А.А. Скочинского и опыт применения скважинных зарядов, рассредоточенных воздушными промежутками, при открытых разработках рудных и угольных месторождений показали, что применение воздушных промежутков позволяет значительно увеличить равномерность дробления пород и уменьшить крупность среднего раздробленного куска в развале без увеличения удельного расхода взрывчатых веществ.

Качество дробления пород при этом полагается оставаться неизменным за счёт изменения механизма передачи энергии взрыва массиву и возникновения дополнительной интерференции волн напряжений.

Выбор условия сохранения - уменьшения удельного расхода при рассредоточении зарядов необходимо делать на основе опытных экспериментальных взрывов и требований к качеству дробления в конкретных условиях.

Способ рассредоточения.

Рассредоточение зарядов можно производить с помощью скважинных затворов, диаметр которых превышает диаметр скважин. Скважинный затвор (резиновый мяч) в сжатом виде опускают в скважину на соединительной трубке на заданную глубину. С созданием в мячах определённого давления воздуха, они надёжно фиксируются в скважине и дают возможность создавать воздушные промежутки любой величины.

Указанный способ осуществляют следующим образом:

а) На дно скважины помещают боевик, для создания наиболее благоприятного условия для надёжной инициации заряда от боевика предварительно производят заряжание ВВ массой 20-80 кг. Затем после опускания боевика производят зарядку скважины.

б) Затем на заданную глубину устанавливают в сжатом виде пневматический скважинный затвор, который состоит из герметичной резиновой камеры, установленной в нём ниппеля и полой иглы, жёстко соединённой с резиновым шлангом, по которому подаётся воздух для закачивания камеры. При этом между пневматическим скважинным затвором и нижним зарядом остается воздушный или водяной промежуток (в случае, когда нижний заряд находится в воде).

в) После установки пневматического скважинного затвора, на него опускают следующий боевик и верхнюю часть заряда.

г) В случае применения двух промежутков рассредоточения операции а и б, повторяют необходимое число раз.

Обоснование средств инициирования

Мировой опыт совершенствования БВР показывает, что наметилась явная тенденция преимущественного применения неэлектрических средств и способов инициирования скважинных зарядов. Это вызвано тем, что за последнее десятилетие значительно усовершенствованы, разработаны высокоэффективные, безопасные и сравнительно простые в применении системы неэлектрического взрывания. Стоимость новых средств взрывания немного выше, чем средства с использованием детонирующего шнура.

На основании анализа технических возможностей систем НСИ были выявлены следующие ее достоинства:

- возможность индивидуального замедления каждого заряда, возможность применения зарядов внутри скважинного инициирования в любой части удлиненного заряда;

- отсутствие бокового энерговыделения у проводника инициирующего сигнала, позволяющего исключить энергетические потери, связанные возбуждением низкоскоростных процессов детонации в удлиненных зарядах особенно с применением современных водосодержащих и гранулированных ВВ;

- повышенная мощность капсулей-детонаторов (КД), обеспечивающая надежное инициирование шашек-детонаторов в условиях любой степени обводненности. Кроме того, система неэлектрического инициирования не содержит инициирующих ВВ, не чувствительна к блуждающим токам, статистическому электричеству, электромагнитным импульсам, включает неразрушающую ударно-волновую трубку, не чувствительную к скользящему под углом 30° удару плоского ударника с энергией до 500 Дж, как по КД, так и по ударно-волновой трубке.

В качестве боевиков при применении системы СИНВ используются шашки типа БДШ-800У, имеющие специальное посадочное место под КД. Для надежной фиксации КД в посадочном месте шашки необходимо, чтобы его гильза полностью входила в глухое отверстие шашки, а конец резиновой втулки размещался в сквозном канале.

Использование системы НСИ с различным временем замедления и путем соединения их в определенной последовательности позволяет получить заданный порядок инициирования зарядов, обеспечивая требуемую направленность взрыва развала. Кроме того, практически осуществляется поскважинное замедленное взрывание зарядов ВВ на массовом взрыве.

Применение системы СИНВ позволило упростить работу взрывников и привело к сокращению числа специалистов, участвующих в монтаже взрывных сетей. Однако нельзя не отметить, что внедрение этой системы не позволило пока полностью исключить отказы на массовых взрывах. Анализ причин отказов показал, что основной причиной их явились ошибки, допущенные при монтаже (человеческий фактор). Кроме того, причиной отказов явилось повреждение магистральных волноводов осколками разлетающихся при взрыве отдельных частей соединительных элементов.

Общим недостатком систем НСИ является отсутствие возможности дублирования схемы монтажа взрывной сети и зачастую неудовлетворительное качество изготовления отдельных элементов. Однако, несмотря на отмеченные недостатки, эти системы будут успешно внедряться при дроблении скальных пород и руд крупноблочного строения и вытеснят использование детонирующего шнура на большинстве предприятий России.

Таким образом, мы рекомендуем применять системы неэлектрического инициирования, т.к. при их применении:

- улучшается качество дробления пород за счет полного использования энергии ВВ в скважинах;

- снижается выход негабарита и получается более равномерное дробление;

- за счет более полного использования энергии ВВ в скважинах появилась возможность увеличить выход горной массы с 1 м скважины без ухудшения качества дробления при применяемых ранее удельных расходах ВВ;

- за счет резкого уменьшения веса одновременно взрываемых зарядов ВВ в блоке снизилось сейсмическое воздействие на здания, сооружения и борта карьера;

- улучшается экологическая обстановка в забойном пространстве разреза и вокруг него.

10.4 Технико-экономическая эффективность

1) Расчет себестоимости 1 м³ горной массы по взрывным работам в обводненных скважинах с применением рассредоточенных зарядов (Гранулит УП-1) и поэлитиленовых рукавов.

а) Затраты на ВМ:

С_вв=Q_бл•С_1т=204,435•4300=879071р,

где С_вв - затраты на ВВ;

Q_бл - количество взрывчатки, используемой при взрыве (в месяц);

С_1т=4300 руб - стоимость 1 ты ВВ.

Q_бл=N_скв• Q_скв=648•315 кг=204120 кг,

где N_скв=648 - число скважин в блоке (в месяц);

Q_скв=315 кг - масса скважинного заряда.

С_св= (0,15ч0,25) С_вв=0,15•879071р=131861 р,

где С_св - затраты на средства взрывания.

Затраты на установку затворов:

С_з=N_скв• С_1з=648•300р=194400 р,

где С_1з=300 р - стоимость установки 1 затвора в сухой скважине.

Затраты на установку РПЭ:

С_р=N_скв• С_1р•L_скв=648•12 р•15,9 м=123638 р,

где С_1р= 12 р/п.м. - стоимость 1 п.м. РПЭ;

L_скв=15,9 м - длина скважины.

б) Затраты на оплату труда:

ФЗП=N_сп•З_ср=9•14852 р=133668 р,

где N_сп - списочная численность трудящихся,

З_ср - средняя зарплата взрывников за месяц, З_ср=14852 р

ФЗП - заработная плата за месяц.

N_сп= N_яв•К_сс=6•1,5=9 человек,

где N_яв=6 - явочная численность рабочих,

К_сс=1,5 - коэффициент списочного состава.

Отчисления на социальные нужды 27,2% и составят 133688р•27,2/100%=36358 р.

в) Амортизация оборудования:

Оборудование	Первоначальная стоимость, руб	Норма амортизации в месяц, %	Амортизация, руб
6СБШ-200Н	784000	4,17	32693

г) Затраты на электроэнергию:

З_эл=М_заявл•П_м+Э_расх•Ц•V_бур=150кВт•102р/кВт+6кВт/п.м•0,42руб/кВтч•10303п.м.=41264 руб,

где З_эл - затраты на электроэнергию, руб;

М_заявл=150 кВт - заявленная мощность;

П_м= 102 руб/кВт - плата за заявленную мощность;

Э_расх=6кВт/п.м. - норма расхода электроэнергии;

Ц=0,42 руб/кВт ч - цена;

V_бур=N_скв• L_скв=648•15,9=10303 п.м. - объем бурения за месяц.

Себестоимость общая равна

С_общ=С_вв+ С_св +С_з +С_р+ФЗП+ОСН+А_об+З_эл=879071р+131861р+194400р+123638р+133668р+36358р+32693р+41264р=1572953р.

V_г.м.= V_скв•N_скв=630м³•648=408870 м³,

где V_г.м. - объем взрываемой горной массы;

V_скв - объем горной массы, взрываемый 1 скважиной.

Себестоимость 1 м³ взорванной горной массы

==3,8 руб/м³.

2) Расчет себестоимости 1 м³ горной массы по взрывным работам в обводненных скважинах с применением сплошных зарядов(Сибирит).

а) Затраты на ВМ:

С_вв=Q_бл•С_1т=313,632 т•7050 р=2211106 р,

где С_вв - затраты на ВВ;

Q_бл - количество взрывчатки, используемой при взрыве (в месяц);

С_1т=7050 руб - стоимость 1 ты ВВ.

Q_бл=N_скв• Q_скв=648•484 кг=313632 кг,

где N_скв=648 - число скважин в блоке (в месяц);

Q_скв=484 кг - масса скважинного заряда.

С_св= (0,15ч0,25) С_вв=0,15•2211106р=331666 р,

где С_св - затраты на средства взрывания.

б) Затраты на оплату труда:

ФЗП=N_сп•З_ср=9•14852 р=133668 р,

где N_сп - списочная численность трудящихся,

З_ср=14852 р - средняя зарплата взрывников за месяц,

ФЗП - заработная плата за месяц.

N_сп= N_яв•К_сс=6•1,5=9 человек,

где N_яв=6 - явочная численность рабочих,

К_сс=1,5 - коэффициент списочного состава.

Отчисления на социальные нужды 27,2% и составят 133688р•27,2/100%=36358 р.

в) Амортизация оборудования:

Оборудование	Первоначальная стоимость, руб	Норма амортизации в месяц, %	Амортизация, руб
6СБШ-200Н	784000	4,17	32693

г) Затраты на электроэнергию:

З_эл=М_заявл•П_м+Э_расх•Ц•V_бур=150кВт•102р/кВт+6кВт/п.м•0,42руб/кВтч•10303п.м.=41264 руб,

где З_эл - затраты на электроэнергию, руб;

М_заявл=150 кВт - заявленная мощность;

П_м= 102 руб/кВт - плата за заявленную мощность;

Э_расх=6кВт/п.м. - норма расхода электроэнергии;

Ц=0,42 руб/кВт ч - цена;

V_бур=N_скв• L_скв=648•15,9=10303

Себестоимость общая равна

С_общ=С_вв+ С_св+ФЗП+ОСН+А_об+З_эл=

2211106р+331666р+133668р+36358р+32693р+41264р=2786755р.

V_г.м.= V_скв•N_скв=495м³•648=320760 м³,

где V_г.м. - объем взрываемой горной массы;

V_скв - объем горной массы, взрываемый 1 скважиной.

Себестоимость 1 м³ взорванной горной массы

==6,8 руб/м³.

3) Расчет себестоимости 1 м³ горной массы по взрывным работам в обводненных скважинах с применением рассредоточенных зарядов (Гранулит УП-1 и Сибирит).

а) Затраты на ВМ:

С_вв=(Q_{бл сиб}•С_{1т сиб})+ (Q_{бл гран}•С_{1т гран})=(57,024т•7050р)+(158,760т•4300р)=1086362р,

где С_вв - затраты на ВВ;

Q_бл - количество взрывчатки, используемой при взрыве (в месяц);

С_{1т гран}=4300 руб - стоимость 1 ты Гранулита УП-1;

С_{1т сиб}=7050 руб - стоимость 1 ты Сибирита.

Q_{бл сиб}=N_скв• Q_{скв сиб}=648•88 кг=57024 кг,

Q_{бл гран}=N_скв• Q_{скв гран}=648•245 кг=158760 кг,

где N_скв=648 - число скважин в блоке (в месяц);

Q_{скв сиб}=88 кг - масса скважинного заряда (Сибирит);

Q_{скв сиб}=245 кг - масса скважинного заряда (Гранулит УП-1).

С_св= (0,15ч0,25) С_вв=0,15•1086362р=162954 р,

где С_св - затраты на средства взрывания.

Затраты на установку затворов:

С_з=N_скв• С_1з=648•720р=466560 р,

где С_1з=720 р - стоимость установки 1 затвора в обводненной скважине.

б) Затраты на оплату труда:

ФЗП=N_сп•З_ср=9•14852 р=133668 р,

где N_сп - списочная численность трудящихся,

З_ср=14852 р - средняя зарплата взрывников за месяц,

ФЗП - заработная плата за месяц.

N_сп= N_яв•К_сс=6•1,5=9 человек,

где N_яв=6 - явочная численность рабочих,

К_сс=1,5 - коэффициент списочного состава.

Отчисления на социальные нужды 27,2% и составят 133688р•27,2/100%=36358 р.

в) Амортизация оборудования:

Оборудование	Первоначальная стоимость, руб	Норма амортизации в месяц, %	Амортизация, руб
6СБШ-200Н	784000	4,17	32693

г) Затраты на электроэнергию:

З_эл=М_заявл•П_м+Э_расх•Ц•V_бур=150кВт•102р/кВт+6кВт/п.м•0,42руб/кВтч•10303п.м.=41264 руб,

где З_эл - затраты на электроэнергию, руб;

М_заявл=150 кВт - заявленная мощность;

П_м= 102 руб/кВт - плата за заявленную мощность;

Э_расх=6кВт/п.м. - норма расхода электроэнергии;

Ц=0,42 руб/кВт ч - цена;

V_бур=N_скв• L_скв=648•15,9=10303 п.м. - объем бурения за месяц.

Себестоимость общая равна

С_общ=С_вв+ С_св +С_з +ФЗП+ОСН+А_об+З_эл=

=1086362р+162954р+466560р+133668р+36358р+32693р+41264р=1959859р.

V_г.м.= V_скв•N_скв=756м³•648=489888 м³,

где V_г.м. - объем взрываемой горной массы;

V_скв - объем горной массы, взрываемый 1 скважиной.

Себестоимость 1 м³ взорванной горной массы:

==4,2 руб/м³.

Таблица 10.6

Результаты расчетов

Наименование показателей	Сплошные скважины с применением Сибирита	Рассредоточенные скважины с применением Сибирит/ Гранулит УП-1	Рассредоточенные скважины с применением Гранулит УП-1
Коэффициент крепости пород по проф. Протодьяконову	7	7	7
Категория пород по блочности	II	II	II
Диаметр скважины, мм	216	216	216
Удельный расход эталонного ВВ, кг/м3	0.542	0,426	0.426
Тип взрывчатого вещества	Сибирит	Сибирит/ Гранулит УП-1	Гранулит УП-1
Плотность вещества в скважине, т/м3	0,95	1,2/0,95	1,2
Высота вскрышного уступа, м	15	15	15
Угол наклона скважин к горизонту, град	90	90	90
Длина перебура, м	0,9	0,9	0,9
Глубина скважины, м	15,9	15,9	15,9
Длина заряда, м	11,2	2/7	5,8/3,2
Длина забойки, м	4,7	4	4
Вместимость ВВ в 1м скважины, кг	44	44/35	35
Масса скважинного заряда, кг	484	333	315
Линия сопротивления по подошве уступа, м	5,4	7,2	7
Расстояние между рядами скважин, м	6	7	7
Расстояние между скважинами в ряду, м	5	6	6
Количество рядов скважин, шт	3	3	3
Ширина развала, м	28,2	28,2	28,2
Схема короткозамедленного взрывания	порядная	диагональная	порядная
Интервал замедления при короткозамедленном взрывании, мс	35	35/50	50
Расход ВВ на 1м3 взрывной горной массы, кг/м3	0,655	0,288	0,288
Средняя цена 1т. ВВ, руб	7050	7050/4300	4300
Себестоимость 1м3 ВГМ, руб.	6,8	4,2	3,8

10.5 Выводы

1. В данном проекте рекомендуются области применения и обоснования взрывчатых материалов на основе фактических горно-геологических условий Бунгурского разреза.

2. В проекте предлагаем отказываться от водоустойчивых взрывчатых веществ и применять более дешевые ВВ гранулиты, с заряжанием в полиэтиленовые рукава.

3. Установлено, что выбор типа ВВ зависит не только от его области применения в конкретных горно-геологических условий, но и от его характеристики (работоспособность, теплота взрыва, кислородный баланс, объем газов взрыва, плотность).

4. Проектом рекомендуются ВВ с минимальным выбросом пыли и ядовитых газов в атмосферу.

5. Проектом рекомендуется устанавливать полиэтиленовые рукава в обводненные скважины, что в сою очередь снижает затраты на ВВ.

6. Установлено, что применение рассредоточенных зарядов приводит к с снижению удельного расхода ВВ, с 0,542кг/м³ при сплошных зарядах, до 0,426 кг/м³ при рассредоточенных.

7. В данном проекте рекомендуется применять системы неэлектрического инициирования, т.к. при их применении улучшается качество дробления пород за счет полного использования энергии ВВ в скважинах, снижается выход негабарита и получается более равномерное дробление.

8. При применении средств неэлектрического инициирования за счет более полного использования энергии ВВ в скважинах появилась возможность увеличить выход горной массы с 1 м скважины без ухудшения качества дробления при применяемых ранее удельных расходах ВВ.

9. Применяя средства неэлектрического инициирования за счет резкого уменьшения веса одновременно взрываемых зарядов ВВ в блоке, снижается сейсмическое воздействие на здания, сооружения и борта карьера, улучшается экологическая обстановка в забойном пространстве разрезе и вокруг него.

10. Поставленная цель в дипломном проекте выполнена, достигнуто снижение себестоимости 1 м³ горной массы на 45 % (рассредоточение с применением полиэтиленовых рукавов и Гранулит УП-1) и снижение себестоимости 1 м³ горной массы на 33 % (при рассредоточении с применением Сибирита и Гранулит УП-1).

Заключение

В данном дипломном проекте проведен анализ области применения взрывчатых веществ на основе конкретных горно-геологических условий Бунгурского месторождения.

Проектом установлено, что применение рассредоточенных зарядов снижает себестоимость 1 м³, удельный расход ВВ, улучшает качество дробления.

Предлагаем применять взрывчатые вещества изготовляемые на месте производства ведения горных работ, такие как гранулированные тротилонесодержащие ВВ.

В специальной части проекта произведен патентный поиск внедрения современных промышленных взрывчатых веществ в России и за рубежом, разработка новых ВВ.

Предложенное проектом рассредоточение зарядов и применение полиэтиленовых рукавов в обводненных скважинах типы, позволило сократить себестоимость 1 м³ взорванной горной массы на 45% и составила 3,8 руб.

Также были рассмотрены следующие вопросы:

- горно-геологические условия;

- режим горных работ;

- определены границы карьерного поля;

- выбраны горные машины и оборудование;

- водоотлив;

- вспомогательные операции;

- энергоснабжение карьера.

Список использованной литературы:

Корректировка горно-транспортной части «Проекта разреза Листвянский» концерна «Кузбассразрезуголь» транспортная часть. - Кемерово: «КузбассГипрошахта», 1991.

Правила безопасности при разработке угольных месторождений открытым способом / Колл. авт. М: Государственное предприятие НТЦ по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России, 2000 - 104 с.

Безопасность при взрывных работах: Сборник документов. Серия 13. Выпуск 1/ Колл. Авт. -М: Государственное унитарное предприятие « Научно-технический центр по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России», 2001-248 с.

Синьчковский В.Н. Технология открытых горных работ : Учебное пособие - Красноярск : Изд-во Краснояр. Ун-та, 1989 - 376 с.

Томаков П.И., Наумов И.К. Технология, механизация и организация открытых горных работ: Учебник для вузов. - М.: Изд-во Моск. Горн. Ин-та, 1992 - 464 с.

Справочник. Открытые горные работы/ К.Н. Трубецкой, М.Г. Потапов, К.Е. Винницкий и др. - М.: Горное бюро, 1994 -590 с.

Лавцевич В.П. и др. Безопасность жизнедеятельности при чрезвычайных ситуациях: Учеб. Пособие. - Новокузнецк, 1999-291 с.

Типовые технические схемы ведения горных работ на угольных разрезах. - М.: Челябинск, 1991- 236 с.

Котлярчук В.А., Гончаров А.Ф. Электроснабжение экскаваторов. М.: Недра, 1980.

Электропривод и электрофикация открытых горных работ. Учебник для ВУЗов/ Б.П. Белых, В.И. Щуцкий, Б.И. Заславец, Н.И. Чеботаев. - М.: Недра, 1983.

Ревазов М.А., Маляров Ю.А. Экономика, организация производства и планирование на отрытых горных работах: Учеб. Для техникумов. - М. : Недра, 1989.- 391 с.

Дипломное проектирование. Общие положения. Структура и оформление расчетно-пояснительной записки. Оформление графической части. Стандарт предприятия. Новокузнецк, 2000- 58 с.

Технология и комплексная механизация открытых горных работ: Метод. указания / Сост.: Б.П. Караваев, А.И. Федоренко: СибГИУ. - Новокузнецк, 2002-10 с.

Способы подготовки горных пород к выемке: Лабораторный практикум / Сост.: Б.П. Караваев, А.В. Бабенко, А.И. Федоренко: СибГИУ. - Новокузнецк, 2002-40 с.

Процессы открытых горных работ: Метод. Указания/ Сост.: Б.П. Караваев, А.И. Федоренко: СибГИУ. - Новокузнецк, 2002-12 с.

Размещено на Allbest.ru