CC BY
99
СЕМИНАР 4
ДОКЛАД НА СИМПОЗИУМЕ "НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА -2001"
МОСКВА, МГГУ, 29 января - 2 февраля 2001 г.
© И.А. Ермакова, 2001
УДК 622.272
И.А. Ермакова
ПАРАМЕТРЫ ПОТОКА РУДЫ, ИЗМЕНЯЮЩЕГО НАПРАВЛЕНИЕ ДВИЖЕНИЯ ПРИ ВЫПУСКЕ,
И ИХ УЧЕТ ДЛЯ СОВЕРШЕНСТВОВАНИЯ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Разработка рудных месторождений при современном развитии производства представляет собой достаточно уникальный технологический процесс. Эта уникальность связана с непредсказуемостью (частичной) результатов этого процесса. То есть, осуществляется научно и технически обоснованное проведение комплекса выработок, оснащение выработок необходимым оборудованием, отбойка руды, но невозможно точно предположить, какой именно будет выпущенная руда, как пройдет выпуск руды, и каковы будут потери и разубоживание.
Для исключения факторов, увеличивающих потери и ра-зубоживание, необходимо учитывать параметры потока руды, формирующегося при выпуске.
Существующие способы гравитационного (самотечного) выпуска руды основаны на том, что поток отбитой руды истекает в доставочную выработку не прямоточно вниз (рис. 1, а), а изменяет направление движения. При донном выпуске руда истекает через выпускную выработку (воронку, дучку), при торцевом - через торец выработки (рис. 1, б, в). В обоих случаях поток огибает целик над доставочной выработкой, и руда поступает в нее под углом естественного откоса. При этом направление движения потока изменяется с вертикального до наклонного.
При истечении поток имеет форму параболоида [1-5], который формируется от уровня выпускного отверстия при прямоточном истечении, либо от уровня огибания при изменении направления движения [6].
Для изучения движения потока, изменяющего направление движения при выпуске, использовалось физическое моделирование. В качестве объекта наблюдения была выбрана ширина зоны потока, в пределах которой происходит движение частиц. Выбор был обусловлен тем, что ширина зоны потока, увеличиваясь в начальный момент выпуска, в дальнейшем остается неизменной и, тем самым, не зависит от объема выпущенной руды [4, 5].
Поэтому моделирование проводилось с соблюдением подобия геометрических размеров и равенства угла внутреннего трения и коэффициента разрыхления руды (Кр =
1,3) в натуре и на модели. Для выпуска использовалась руда полиметаллического рудника однородной крупности
0,5-1 мм, 1-2 мм и 2-3 мм, а также руда непрерывного
ческого состава, представляющая собой смесь указанных фракций в различном процентном соот-нии. При обработке результатов экспериментов считалось, что пользуется руда крупностью соответственно 1, 2 и 3 мм.
На первом этапе экспериментов выпуск руды производился точно через плоское отверстие в днище модели. Руда одинаковой крупности выпускалась через верстия различного диаметра. Как и следовало ожидать, зона потока расширялась с увеличением метра выпускного отверстия и крупности руды. Свободное, без висаний истечение руды ной крупности происходит в том случае, когда размер верстия DО превышает утроенный размер куска С, то есть, DО >3С, ^ =1, 2, 3 мм). Полученные кривые ширины ны потока для отверстий различного размера и частиц крупностью 1 мм, 2 мм и 3 мм, представлены на рис. 2. Кривые 13, 14, 15 и 16 показывают изменение ширины ны потока по высоте при выпуске руды крупностью 1 мм через отверстия с диаметром 3, 4, 5 и 6 мм. Кривые 24, 26, 28, 210 относятся к выпуску руды с d=2 мм через отверстия 4, 6, 8, 10 мм, а кривые 38, 310, 312, 314, 316 - к выпуску ды с d=3 мм через отверстия 8, 10, 12, 14, 16 мм.
Для того, чтобы произвести наблюдения за потоком, изменяющим направление движения, руда выпускалась через выпускные выработки: воронку с дучкой (рис. 1, б), наклонную дучку из-под козырька, а также через торец выработки (рис. 1, в). У выпускных выработок изменялись ширина верхней и нижней части воронки и дучки, и углы наклона их стенок. В ходе экспериментов размеры выпускных выработок увеличивались. Неожиданным оказалось то, что, в отличие от прямоточного истечения, поток не стал расширяться вслед за границами выработки. Ширина потока осталась такой же, как если бы истечение происходило через выработку с минимальными размерами, обеспечивающими проходимость частиц. Результаты измерений параметров огибающего потока приведены на рис. 2. Кривые 1О, 2О, 3О показывают ширину огибающего потока на различной высоте для руды крупностью соответ- ственно 1 мм, 2 мм и 3 мм. Из рисунка видно, что для руды с с = 1 мм огибающий поток соответствует по величине потоку, истекающему вертикально вниз через отверстие диаметром между 3 и 4 мм. Огибающий поток для руды крупностью 2 мм и 3 мм близок по величине к потокам, истекающим прямоточно через отверстия диаметром соответственно 8 и 12 мм.
Рис.1. Истечение руды прямоточно вниз (а) и с огибанием препятствия при донном (б) и торцевом (в) выпуске руды; общая схема образования огибающего потока (г)
На основании этих экспериментов были сделаны следующие выводы: во-первых, поток, изменяющий направление движения, сохраняет неизменные параметры независимо от размеров выпускной выработки. Во-вторых, поток руды однородной крупности с соответствует по размерам потоку, истекающему прямоточно через отверстие с диаметром 4С. Другими словами, на уровне огибания формируется условное выпускное отверстие с диаметром Dусл = 4С.
Непосредственные измерения величины условного выпускного отверстия показали, что она изменяется в зависимости от угла наклона потока ниже уровня огибания, незначительно увеличиваясь вместе с ним. Это, однако, не оказывает влияния на ширину потока выше уровня огибания.
Отличительными чертами торцевого выпуска является отсутствие выпускной выработки и формирование потока вдоль вертикальной стенки массива. Поэтому в сечении только с одной стороны поток ограничен ветвью параболы (см. рис. 1, в). Измеряя ширину потока при торцевом выпуске, было обнаружено, что такой поток имеет одинаковые размеры с потоком руды той же крупности, который, изменяя направление движения, истекает через выпускную выработку и имеет форму параболоида (рис.
1, б). Таким образом, выпуск руды через торец выработки
можно рассматривать как вариант выпуска через выпускную выработку, когда ее стенка удалена на значительное расстояние.
Общая схема образования огибающего потока представлена на рис. 1, г). Над отверстием, в которое непосредственно истекает руда (на практике им является часть доставочной выработки, откуда руда удаляется погрузочными механизмами), располагается препятствие в виде целика. Огибая целик, поток изменяет направление движения, и его параметры не зависят от местоположения, величины и формы препятствия, оставаясь неизменными для руды одной крупности. На рисунке также показаны условия, при соблюдении которых начинается свободное истечение руды. В данном случае условием проходимости является наличие ниже уровня огибания зоны прохода частиц с углом наклона, не меньшим угла естественного откоса руды у и шириной, не меньшей 3С. При соблюдении условия проходимости, выше уровня огибания формируется поток в форме параболоида, ширина которого тем больше, чем больше крупность руды.
Так как в производственных условиях осуществляется выпуск руды непрерывного гранулометрического состава, то возникает необходимость определения влияния соотношения фракций на ширину огибающего потока.
На рис. 3 представлены результаты экспериментов с рудой, представляющей собой смесь кусков двух размеров. Кривые 1О, 2О, 3О соответствуют параметрам огибающего потока для руды крупностью 1, 2 и 3 мм соответственно. Затем выпускалась руда с кусками 1 и 2 мм, причем руда с С = 2 мм составляла в смеси последовательно 10, 20, 30, 40, 50, 60 %. Увеличение содержания крупной руды (с = 2 мм) до 40% посте-
Рис. 2. Изменение ширины зоны потока по высоте при выпуске руды различной крупности d: 13, 14, 15 и 16 - руда d=1 мм через отверстия с диаметром 3, 4, 5 и 6 мм; 24, 26, 28, 2ю - руда d=2 мм через отверстия 4, 6, 8, 10 мм; 38, 3ю, 3І2, 3І4, 3І6 - руда d=3 мм через отверстия 8, 10, 12, 14, 16 мм соответственно; 1О, 2О, 3О -огибающие потоки для руды крупностью 1, 2 и 3 мм соответственно
пенно увеличивает ширину потока (рис. 3, 21-24). При
Рис. 4. Конструкция днища блока
содержании крупной руды 50 % и более, размеры огибающего потока совпадают с размерами потока, который образуется при выпуске руды крупностью 2 мм. Аналогично, производились замеры ширины зоны потока для руды с крупностью кусков 2 и 3 мм. Результаты совпадают с ранее полученными: увеличение содержания руды с С = 3 мм от 10 до 50 % (рис. 3, 31-34) постепенно увеличивает ширину потока до максимальной, которая соответствует потоку при выпуске руды с крупностью 3 мм.
Таким образом, для данных соотношений размеров кусков прослеживается закономерность: содержание 50 % крупной руды является достаточным для формирования потока максимальной ширины.
Далее эксперименты проводились с рудой, представляющей собой смесь трех фракций 0,5-1 мм, 1-2 мм и 23 мм в различном процентном соотношении. Такая руда в большей степени соответствует руде, выпускаемой на руднике, имеющей непрерывный гранулометрический состав. В результате были получены зависимости, позволяющие рассчитать диаметр условного выпускного отверстия Dусл и параметры огибающего потока [6].
Ширина потока (в сечении) Н складывается из диаметра отверстия и ширины параболы h, ветви которой ограничивают поток выше уровня отверстия. При прямоточном истечении (см. рис. 1) Н = =Do+h, а при изменении направления движения Н = Dусл + h.
Было установлено, что для руды непрерывного гранулометрического состава величина Dусл находится в зависимости от средневзвешенного размера куска в смеси
^:рвз:
Dусл 6Ссрвз .
Близкие результаты опубликованы в работе [7].
Для расчета ширины параболы h были получены следующие зависимости:
для руды однородной крупности к = 41ш .
для руды непрерывного гранулометрического состава
к ~ 15Ссрвз '1 .
Окончательно, расчет ширины потока, изменяющего направление движения, производится по формуле:
Н = 4С + 710С1 - для руды однородной крупности и Н=6Ссрвз+ 5ССрВЗ ■ I - для руды непрерывного грануло-
метрического состава.
Рассмотрим далее влияние, которое оказывают установленные закономерности на параметры систем разработки.
Проанализируем донный выпуск руды под обру-ными породами через выпускные воронки и дучки. В честве примера рассмотрим следующий вариант: стояние между скреперными ортами 14 м; между осями воронок одного орта - 5-6 м, между осями воронок соседних ортов - 7-8 м; диаметр воронок в верхней и нижней части соответственно 2 и 6 м (рис. 4); размер кондиционного куска - 300 мм, выход негабарита, руды 300-600 мм
- 6 %; (Данный вариант соответствует тому, который
Рис. 3. Изменение ширины огибающего потока по высоте при выпуске руды различной крупности: 1О, 2О, 3О соответственно для руды крупностью 1, 2 и 3 мм; 11, 12, 13, 14 - смесь кусков с крупностью 1 мм и 2 мм с содержанием руды d = 2 мм соответственно 10, 20, 30, 40 %; 21, 22, 23, 24 - смесь кусков крупностью 2 мм и 3 мм с содержанием руды d = 3 мм соответственно 10, 20, 30, 40 %
применялся на Салаирском руднике). Допустим, что бойка руды произошла без переизмельчения, и руда в основном имеет крупность куска 300 мм. Тогда именно этот размер является определяющим, устанавливающим ширину потока. При выпуске руды через воронку на уровне огибания (целика над ортом) формируется условное выпускное отверстие Dусл = 4С = 1,2 м и огибающий поток, ось которого располагается на расстоянии 2С = 0,6 м от целика. Таким образом, можно сделать некоторые ды относительно размеров воронки. Для выпуска данной руды ширина нижней части воронки может составлять 1,2-1,5 м и существующий диаметр 2 м является более чем достаточным. Однако если руда будет хотя бы ловину состоять из негабаритов с размером куска 600 мм, то истечения не будет, так как в этом случае ный диаметр воронки должен составлять 600 мм*4 = 2,4 м. Во-вторых, необходимо учесть, что если расстояние между осями воронок соседних ортов составляет 8 м, то реальное расстояние между осями потоков увеличивается до 8,8 м. Это приводит к тому, что объем потерь руды (в гребне между выработками) в действительности больше планируемого. Также можно предположить, что если отбитая руда будет иметь высокое содержание мелких фракций, то величина потерь увеличится, так как потоки будут иметь меньшую ширину.
Таким образом, для уменьшения потерь возможны два варианта действий. Во-первых, можно изменить параметры днища блока и организацию выпуска руды. Во-вторых, если возможно, увеличить кондиционный размер куска до 400 мм, что приведет к расширению потоков и соответственному уменьшению потерь.
Далее было исследовано, каким образом можно усовершенствовать выпуск руды. Первоначально моделировался выпуск руды через существующее днище (рис. 4) с высотой блока 30 м. В целях сопоставимости результатов экспериментов, выпуск руды из отверстий производился до начала разубоживания, после чего измерялась величина потерь. Наилучшие результаты были получены при равномерном выпуске (равными дозами поочередно из всех отверстий), причем величина потерь в гребнях составила 17-20 %.
Дальнейшие эксперименты показали, что при расстоянии между ортами 14-16 м и крупности руды 300 мм для снижения потерь необходимо изменить расположение выпускных воронок и порядок выпуска руды. Выпускные воронки располагались в днище блока таким образом, чтобы расстояние между осями потоков было равным 7-8 м по всей длине блока (рис. 5). Выпуск осуществлялся в две стадии. Сначала руда выпускалась до начала разубо-живания из 1, 3 и 5 отверстий (на плоской модели). При этом формируются воронки внедрения. Следующий этап
- выпуск руды через 2 и 4 отверстие. При выпуске руды через отверстие 2 куски налегающей породы двигаются к выпускному отверстию. Одновременно с этим в движение вовлекаются куски породы из соседних воронок внедрения 1 и 3, которые находятся в более разрыхленном и текучем состоянии и также устремляются в отверстие 2. Таким образом, для отверстий 2 и 4 разубоживание налегающими породами начинается одновременно с боковым разубоживанием из соседних воронок внедрения (такая одновременность достигается при высоте блока 25-35 м). За счет этого гребни потерь между выпускными воронками уменьшаются и их величина составляет 10-12 %. Следует отметить, что при равномерном выпуске это значение больше.
Закономерности образования огибающих потоков необходимо учитывать при принудительном выпуске руды с использованием питателей, которые используются для увеличения объема выпущенной руды за счет расширения потока. Очевидно, что если величина заглубления меньше или равна Dусл, то питатель используется неэффективно. Кроме того, судя по экспериментам при выпуске руды крупностью 1 мм, величина внедрения питателя должна составлять не менее 5-6 мм, чтобы поток получил расширение по всей высоте (см. рис. 2). Для руды крупностью 2 мм расширения потока не происходит, пока ве-
личина внедрения не составит 8 мм, а для руды С = 3 мм
- 13-14 мм. То есть, величина внедрения питателя должна быть не меньше, а даже несколько больше Dусл для увеличения ширины потока. Несмотря на то, что данный вопрос требует дополнительного изучения, полученные закономерности позволяют оценить эффективность использования питателей.
Установление и учет параметров огибающего потока имеет большое значение для систем разработки с торцевым выпуском руды. То есть, на основании известной крупности отбитой руды должны рассчитываться параметры огибающего потока. На основании этих параметров должна определяться толщина отбиваемого слоя руды (см. рис. 1, в). Особенностью торцевого выпуска является то, что слой выпускаемой руды имеет контакт с обрушенной породой не только сверху, но и по боковой поверхности. Необходимо учесть крупность обрушенной породы, которая часто бывает больше крупности отбитой руды. Если при выпуске формирующийся поток не выходит за границу отбитого слоя, то разубоживание будет минимальным, то есть в нем будут участвовать только налегающие породы. Если толщина отбитого слоя будет меньше ширины потока, значит, поток в ходе выпуска выйдет за его пределы, и в движение будет вовлечена порода за боковой границей. Так как порода имеет большую крупность, то в зависимости от интенсивности бокового разубоживания (зависит от соотношения между шириной потока и слоя) может произойти расширение потока. Это, в свою очередь, приведет к тому, что выпуск руды будет сопровождаться повышенным разубоживанием.
Таким образом, проведенный выше анализ вариантов выпуска руды доказывает важность учета закономерностей формирования и параметров огибающего потока для совершенствования выпуска руды и в целом систем разработки рудных месторождений.
------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Дженике Э.В. Складирование и выпуск сыпучих материалов. - М.: Мир, 1968. - 164 с.
2. Именитов В.Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений. -М.: Недра, 1984. - 504 с.
3. Малахов Г.М., Безух В.Р., Петренко П.Д. Теория и практика выпуска руды. - М.: Недра, 1968. -
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
312 с.
4. Куликов В.В. Выпуск руды. -М.: Недра, 1980. - 303 с.
5. Технология подземной разработки руд. Н.Г. Дубынин, В.А. Коваленко, А.Е. Умнов, В.Н. Власов. - М.: Недра, 1983. - 128 с.
6. Рыжков Ю.А., Ермакова И.А.
Истечение сыпучих материалов с огибанием препятствий // ФТПРМПИ.
- 1997. -№4. - С. 26-32.
7. Стажевский С.Б. Об особенностях течения раздробленных горных пород при добыче руд с подэ-тажным обрушением // ФТПРМПИ.
- 1996. -Ы 5. - С. 72-90.
Ермакова И.А. - Кузбасский государственный технический университет.
Рис. 5. Вариант днища блока и порядка выпуска руды при равном расстоянии между потоками
СЕМИНАР 4
ДОКЛАД НА СИМПОЗИУМЕ "НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА -2001"
МОСКВА, МГГУ, 29 января - 2 февраля 2001 г.
© В.В. Ремезов, 2001
УДК 622.235
А.А. ОНадТа
ОЦЕНКА ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ НОВОЙ БУРОВОЙ ТЕХНИКИ В УСЛОВИЯХ МИХАЙЛОВСКОГО ГОКА
настоящее время на железорудных комбинатах России широко применяются отечественные буровые станки типа СБШ-250МН. Станки отличаются высокой работоспособностью и большим сроком службы. В то же время мировой наукой и практикой накоплен опыт бурения станками с другими породоразрушающими органами (RANGER-500, 600, 700, GATOR и другие). Зарубежный опыт эксплуатации свидетельствует об их высокой эффективности. Зарубежная техника отличается от отечественного аналога высокой скоростью бурения, мобильностью, комфортабельностью, автоматизацией и др. Применение этих станков на отечественных предприятиях сдерживается рядом факторов, в том числе: высокой стоимостью, неподготовленностью рабочего персонала, сложностью ремонта, высокой стоимостью запасных частей и др. Тем не менее, в ряде случаев, в зависимости от конкретных условий работы предприятия, зарубежные станки могут оказаться более экономичными и эффективными по сравнению с базовой техникой. В данной работе предложена методика расчета техникоэкономических показателей буровзрывных работ, позволяющая осуществлять сравнительный анализ эффективности базовой и новой техники. В основе метода расчета в качестве результативного показателя используется ве-личина-«удельные затраты на обуривание единицы объе-
ма горной массы - З1, руб/м »:
Ц/Т
З1 =
А
ИК
- + — + — ; АА
где Ц - цена станка, руб; Т - срок амортизации, лет; А -объем обуренной горной массы, м3; И - текущие издержки производства, руб; К - капитальные затраты на освоение технологии, руб.
В методике расчета учитывается: число рабочих смен в году; крепость пород; высота уступов; стоимость станка с учетом доставки. Технико-экономические показатели: диаметр скважины; скорость бурения; цена бурового инструмента; расход топлива и др. Разработанная методика запрограммирована на ЭВМ и позволяет произвести оперативную оценку показателей буровзрывных работ. В качестве примера выполнен расчет удельных затрат на обуривание единицы объема горной массы в условиях Михайловского месторождения для бурового станка типа RANGER-600. исходные данные
1. Число рабочих дней в году Нр = 262.
2. Число рабочих смен в сутки Нс = 2.
3. Крепость пород f = 18, плотность пород р = 3,7 т/м3 средний размер отдельности в массиве do = 1,2 м, необходимый кондиционный размер куска dк = 1,1 м.
Высота уступа Н = 15 м.
Величина перебура 1пер = 3 м.
Тип бурового станка RANGER-600.
Стоимость бурового станка Ц = 410635 $.
Срок амортизации, Т = 5 лет.
Производительность карьера по обуренной горной массе Ао=200000 м3.
10. Технико экономические показатели бурового станка:
Диаметр буримой скважины ^ = 102 мм. Линейная скорость бурения Vб = 16 м/час.
Цена бурового долота Цд = 264.
Стойкость долота Lд = 1500.
Цена буровой штанги Цщ. = 716.
Стойкость буровой штанги Lшт = 1800.
Цена хвостовиков = 168.
Стойкость хвостовиков Lхв = 3750.
Цена комплекта ЗИП Цзип = 37000. Работоспособность ЗИП ^ = 5000.
Расход дизельного топлива G = 18 л/час.
Цена дизельного топлива Цтоп = 5,5.
Тарифная ставка на бригаду Тб = 625.
Методика расчета удельных затрат на стадии БВР.
I. Буровые работы.
Для сравнения эффективности работы различных технологических вариантов и применяемых буровых станков воспользуемся в качестве результативного показателя величиной - «удельные затраты на обуривание единицы объема горной массы - 3!, руб/м3»:
= Ц/Т + И + К , руб/м3,
1 А А А
где Ц - цена станка, руб.; Т - срок амортизации, лет; А -объем обуренной горной массы, м ; И - текущие издержки производства, руб.; К - капитальные затраты на освоение технологии, руб.
1. Расчет производственных показателей.
• Удельный расход ВВ "^'
р - плотность пород, р = 3.7 т/м ; f - коэффициент крепости f = 18; dз = 102 мм - диаметр скважинного заряда; do - средний размер отдельности в массиве, do = 1,2 м; dк - необходимый кондиционный размер куска, dк = 1,1 м.
q = 0,13-3,7• ^18 • (0,6 + 3,3-102-1,2Х—)2/5 = 0,73 кг/м3.
1,1
• Выход горной массыВ, м3/м рвв - плотность ВВ, рвв = 1100 кг/м .
2
„ 3,14 • 0,1022 1100 3-15 + 3 _ з,
В = —------ ------------ -------= 8,9м / м
4 0,73 15 + 3
• плановый годовой объем буровых работ составит:
Пгод _
А 200000
В 8,9
= 22472 п.м/год
2. Показатели работы бурового станка • Сменная производительность бурового станка рассчитывается по формуле:
Т - Т - Т
П = _ см -1 пз * лн
Т
1 оп
где Тсм = 492 мин - продолжительность смены; Тпз = 25 мин - продолжительность подготовительнозаключительных операций; Тш = 20 мин - время на личные надобности; Топ = 4.13 - оперативное время, потребное на бурение 1 м скважины максимально возможная сменная производительность составляет:
Псм
492 - 25 - 20
4,13
= 108 п.м/см
• Годовая производительность станка определяется по формуле:
Пгод = 262 •2 • Псм • Кисп ,
где Кисп - коэффициент использования станка, Кисп = 0,6
П*год = 262 • 2 • 108 • 0,6 = 34028 п.м/год.
Если расчетное значение годовой производительности станка превышает плановый объем буровых работ, т.е. при выполнении условия П*год > П год , то в этом случае следует оперировать понятием фактической сменной производительности Псм факт
22472
П.
см. факт
2 • 262 • 0.6
П
см факт
=71,5
Условие П* год > П год указывает на тот факт, что необходимый объем буровых работ будет обеспечен одним станком.
• Отношение планового объема к максимально возможному объему бурения одним станком составляет
_ Пгод 22472
5 = —?— =----------= 0.67
П*од 25780
3. Расчет эксплуатационных издержек.
• Зарплата.
Текущие издержки по статье "зарплата" определяются по формуле:
Тбт 6254.2
Псм.факт 71-,5
= 10,5
где Тб - тарифная ставка на бригаду, обслуживающую станок,
Тб = 345 + 280 = 625 руб.
Т - коэффициент полной зарплаты, учитывающий доплаты, премии, начисления, Т = 1,2.
• Материалы.
Затраты на долота на 1 п. м скважины определяются по формуле
С = -Уд Сд Г
где Цд - стоимость долота; Ад - стойкость долота Lд = 1500 м; 28 - стоимость 1$ США, руб. Следовательно,
^ 264 • 28 . ...
СД =-----------= 5 руб/м
Д 1500
• Удельные затраты на буровую штангу рассчитываются аналогично:
Цшт 716 • 28 _
Сшт- =---------= 11,2 руб/м
Гшт 1800
• Удельные затраты на хвостовики = 1,4 руб/ м
С = Цхв _ 168 • 28
С уа
Ь.хв 3750
• Удельные затраты на ЗИП
37000•28•8
Сзип = мзип см = ^ ^ " = 23,24 руб/м
tзип • Псмфакт 5000 • 71,5
• Топливо.
Удельные затраты на топливо определяются по формуле:
_ G • цтоп • ^м _ 18 •5,5 •8 •0,6
С=
топ
Пс
71,5
= 6,6 л/час
где G - расход топлива, л/час; = 8 - длительность смены, час;
• Капитальный ремонт.
Удельные затраты на капремонт принимаются в размере 7 % в год от балансовой стоимости станка составляют:
іЩоднаЯ таблица
ЭНЙПДУАТАМИОННЫБ.ЙАТРАТЫ Н тітмиАЖйіихі пР¥РЗ(йгелей \©ВШНИ0 МН RANGER-600
Д іи№р 'дЙЖш 1 скважины мм. Наименование затра ш расход в.в. кг/м 250 г 1,2 Зна Р 1 іение, 'б/м 0 2 73
В ыход 1 орной массы мУм Зарплата 33 ю 1 8 0.5 41Г 9 535 27 !4 61
1 [^на ст< ика $ Материалы-.(5Н1.2+1.4+23 24) 41 >.84 13
] 3. .. опливо ,—/ 3 4 2] ).6 7
1 ур овзр Кшемойты руб/ м3 115 7 3 >.84 20
5. 1 екущий ремонт 1 5.4
6. Итого 109.18
7. Прочие прямые расходы (6%) 6.55
8. Всего 115.8
Примечание: Капитальные затраты на освоение буровой техники приняты равными нулю, К==0.
Ц • 0.07 410635 • 28 • 0.07
22472
= 35,84 руб/м
Пгод
• Текущий ремонт.
Стоимость текущего ремонта и содержание основных средств принимается 3% от балансовой стоимости станка и составляет:
Ц • 0,03 410635 • 28 • 0.03
= 15,4 руб/м
И
Пгод 22472
4. Г одовые эксплуатационные издержки. = 115,8*34028 = 3938087 руб.
5. Г одовой объем
• обуренной горной массы одним буровым станком составляет
А = В*П*год = 8,9*34028 = 302850
Наконец, удельные затраты на обуривание единицы объема горной массы буровым станком ''RANGER-600'' при заданных условиях составляют:
410635 • 28/5 3938087 3
31=_______________+ ________ = 13,27 руб/м 3
302850
30285
II Взрывные работы
Удельные затраты на взрывные работы, приходящиеся на единицу объема горной массы 82, руб/м3 рассчитываются по формуле:
З, =
С.
- + Зо = -
С
16.4 • 12
+ З2 руб/м,
где Сскв - затраты на средства взрывания, приходящиеся на 1 скважину; LCKB - глубина скважин, LCKB = Н+1пер = 18 м; В - выход горной массы (вычислен ранее), В = 8,9 м /м; 3*2 - удельные затраты на эксплуатацию зарядной машины и зарплату взрывного цеха. Затраты на средства взрывания одной скважины складываюся из следующих составляющих:
где Сдш - затраты на детонирующий шнур, руб/скв.; Сб - затраты на боевик, руб/скв.; Скд - затраты на капсуль-детонаторы, руб/скв.; Сзам - затраты на замедлители для короткозамедленного взрывания, руб/скв.; Свв - затраты на взрывчатые вещества ВВ, руб/скв. Затраты детонирующий шнур, приходящий на одну скважину:
Сдш= Цдш^скв+и 42В) = 1,0(18+1,1 >/2 • 8,9 )=
=22.6 руб/скв.
• Затраты на замедлители при трехрядном взрываний при установке двух замедлителей в каждом взрываемом ряду составляют:
Сзс = 2/3*6,0 = 4,0
где 6,0 - стоимость замедлителя, руб/шт. Затраты на ВВ рассчитываются по формуле:
СВВ ЦВВ • Рв
2 • Н+1
пер
Результат расчета:
Свв = 7 • 1100
3,14 • 0,102 4
2
2 • 15 + 3
= 1132 руб/скв
Таким образом, суммарные затраты:
Сскв = 22,6 + 17 + 0,1+4 + 1132 = 1175,7 • Удельные затраты З 2на эксплуатацию зарядной машины и зарплату персоналу взрывного цеха составляют:
З*2 =
Ц3:
/ Т
з^м ' з.м
+
Фз
500000/7 + 200000 = 1 37
А0 А0 200000 200000
Тогда полные удельные затраты на взрывные работы составят:
32 = + 32 = 1175,7 +1,37 = 7,34 руб/м3.
4.7 • В 2 18 • 8,9
Следовательно, применение бурового станка '^А№ GER-600" с диаметром скважины 0,102 м обеспечивает удельные затраты на буровые и взрывные работы в размере:
3! + 32 = 13,27 + 7,34 = 20,61 руб/м3
В технической информации по иностранным станкам приведены данные скорости бурения в категориях пород определенной крепости. В случаях применения этой техники в других породах правомерно использовать следующую корреляцию:
V = V • ф2.
Таким образом, как свидетельствуют данные расчётов выполненных для условий МГОКа буровые станки СБШ-250 МН обеспечивают более высокие техникоэкономические показатели по сравнению с зарубежными аналогами (см. табл. 1). Основная доля затрат формируется за счёт высокой стоимости станков. Техническое производ-
Сскв Сдш + Сб + Скд + Сзам + Св:
С
'-'кап —
4
3
ство (мобильность, оперативность, производительность) не в шадзе за ценные консультации при подготовке статьи. полной мере компенсирует эти затраты.
Автор выражает благодарность проф. Г.Г. Карка-
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -------------------------------------------------------
,________________________________________________________________________
Ремезов В.В. — студент 5 курса, Московский государственный горный университет.
