43070

Подземная разработка месторождений полезных ископаемых

Книга

География, геология и геодезия

В настоящих методических указаниях поставлена задача освоить методы и приемы применяемые проектными и научными организациями, при решении таких вопросов, как установление размеров очистных камер и целиков, определение рациональных параметров отбойки, выпуска и доставки руды, организации основных технологических процессов и др.

Русский

2013-11-01

427.5 KB

72 чел.

МИНИСТЕРСТВО ОБЩЕГО И ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

             Якутский государственный университет

  им. М. К. Аммосова

                 Горный факультет

         Кафедра подземной разработки месторождений

полезных ископаемых

МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ

       к составлению  курсового  проекта по дисциплине

           "Процессы подземных горных работ"

               для студентов специальности 090200

  "Подземная разработка месторождений полезных  ископаемых"

    

Якутск 2004

Утверждено методическим советом университета

Составитель:

А.Н.Петров, к.т.н., доцент, заведующий кафедрой ПРМПИ.

Подготовлено на кафедре Подземной разработки месторождений полезных ископаемых

@  Якутский государственный

университет, 2004

ОГЛАВЛЕНИЕ

Введение

5

1

Расчет параметров очистного блока

7

1.1.

Пологие залежи

7

1.1.1.

Расчет допустимых пролетов обнажения при камерных системах разработки

7

1.1.2.

Расчет опорных целиков при сплошной и камерно-столбовой системах разработки

8

1.2.

Крутопадающие рудные тела

11

1.2.1.

Расчет допустимых пролетов обнажения

11

1.2.2.

Расчет междукамерных целиков

11

1.2.3.

Расчет потолочин камер

14

2.

Отбойка руды

14

2.1.

Выбор способа взрывной отбойки

14

2.2.

Расчет параметров взрывной отбойки

15

2.2.1.

Шпуровая отбойка

15

2.2.2.

Скважинная отбойка

18

2.3.

Определение производительности бурового оборудования

21

2.3.1.

Бурение шпуров

22

2.3.2.

Бурение скважин

23

2.4.

Заряжание шпуров и скважин

25

2.4.1.

Ручное заряжание

25

2.4.2.

Механизированное заряжание

25

2.5.

Расчет трудовых затрат на отбойку

26

3.

Выпуск, погрузка и доставка руды

28

3.1.

Люковая погрузка

28

3.2.

Выпуск и погрузка руды питателями

28

3.3.

Доставка руды конвейерами

29

3.4.

Доставка руды самоходным оборудованием

30

3.4.1.

Производительность погрузки и доставки руды ковшовыми и ковшово-бункерными погрузочно-доставочными машинами

31

3.4.2.

Производительность погрузки руды погрузочными машинами

32

3.4.3.

Производительность доставки руды автосамосвалами и

самоходными вагонами

32

3.5.

Скреперная доставка

34

4.

Расчет конструктивных элементов систем разработки связанных с выпуском руды

35

4.1.

Параметры выработок для самоходных машин

35

4.2.

Схема горизонта доставки при донном выпуске руды

35

4.3.

Параметры подэтажного обрушения с торцовым выпуском

37

5.

Определение запасов блока и показателей извлечения

38

5.1.

Распределение запасов блока или панели по стадиям разработки

38

5.2.

Расчет показателей извлечения по системе

38

6.

Организация работ

40

Литература

41

Приложения

43

ВВЕДЕНИЕ

Качество проектов  разработки  месторождений  зависит от использования проектировщиками эффективных методик решения  проектных  задач.  Поэтому  при подготовке горных инженеров должно уделяться серьезное внимание методам проектирования основных  производственных процессов.

    В настоящих методических указаниях поставлена задача освоить методы  и приемы применяемые проектными и научными организациями, при решении таких вопросов,  как установление  размеров  очистных камер и целиков, определение рациональных параметров отбойки, выпуска и доставки руды,  организации основных технологических процессов и др.

    Цель курсового проекта - развитие у студентов  счетно-графических навыков и самостоятельности при решении вопросов,  связанных с проектированием технологических процессов и освоение  методик  принятия  проектных  решений при подземной разработке рудных месторождений в конкретных условиях.

    Принимаемые в курсовом проекте технологические схемы и показатели должны основываться на методах расчета организационно-технических  параметров очистной выемки с применением как серийного, так и перспективного оборудования в соответствии  с  требованиями действующих "Правил технической эксплуатации рудников, приисков и шахт, разрабатывающих месторождения цветных, редких и драгоценных металлов",  "Единых  правил  безопасности при разработке рудных и россыпных месторождений подземным способом", "Единых правил безопасности  при  ведении взрывных работ" и других нормативных документов.

      Оформление курсового проекта: .  Курсовой проект оформляется в виде пояснительной записки и графической части.

      В пояснительной  записке   студент производит предусмотренные данными указаниями расчеты, излагает обоснования принятых решений и определяет основные показатели.  На титульном листе пояснительной записки указываются: название вуза, кафедры, предмета, курса, группы, ф.и.о. студента. После титульного листа на первой странице описывается задание для  составления  проекта.  На  следующей странице дается подробное оглавление.

    Текст пояснительной записки пишется от руки разборчивым  почерком.  На каждой странице с правой стороны оставляются поля шириной 25-30 мм.  Страницы нумеруются арабскими цифрами. Титульный лист включают в общую нумерацию работы.  На титульном листе номер не ставят,  на последующих страницах номер проставляют  в  правом верхнем углу. В конце пояснительной записки приводится список использованной литературы.  В тексте обязательно должны быть ссылки на соответствующий литературный источник. Объем пояснительной записки - 25-30 страниц.

       Графическая часть   проекта выполняется на листе ватмана формата А1 и включает общий вид очистного блока (камеры) в трех проекциях  с выделением разрезов по буровому горизонту (паспорт БВР) и горизонту выпуска (конструкция днища), а также таблицу основных ТЭП добычи и график организации работ.

Порядок выполнения курсового проекта следующий:

  •  Для заданной системы разработки выбирается комплекс очистного оборудования, определяется конструкция и принимаются размеры очистного блока или панели, тип длина и сечение подготовительно нарезных выработок.
  •  Для камерных систем разработки рассчитываются предельно допустимые размеры обнажений, междукамерных целиков и потолочин.
  •  Для систем этажного обрушения и этажно-камерных выбираются конструкции буровых горизонтов.
  •  Для систем с подэтажной выемкой определяются параметры подэтажей.
  •  Для систем с донным выпуском руды выбираются конструкции днищ и рассчитываются их прочные размеры.
  •  На основании проведенных расчетов и обоснований окончательно уточняются размеры очистных блоков или панелей и в табличной форме рассчитываются запасы руды в блоке по стадиям работ.
  •  Выбираются и обосновываются: способ отбойки руды, диаметр шпуров или скважин, тип ВВ и СВ, способ взрывания, схемы расположения шпуров или скважин.
  •  Рассчитываются параметры БВР: удельный расход ВВ и СВ, л.н.с., расстояние между скважинами или шпурами, расход ВВ и СВ на цикл, производительность бурового оборудования и время обуривания забоя, секции или блока.
  •   Рассчитываются трудозатраты на бурение и заряжание, производительность труда бурильщиков и взрывников.
  •  Выбирается и обосновывается способ выпуска, погрузки и доставки отбитой рудной массы. Рассчитывается производительность и продолжительность выпуска и доставки. Обосновывается схема и рассчитывается производительность вторичного дробления, расход ВВ и СВ на вторичное дробление. Рассчитываются   производительность труда и трудоемкость работ на выпуске, доставке и вторичном дроблении.  
  •  В системах с креплением обосновывается технология крепления, рассчитываются параметры крепи очистного пространства, производительность, трудоемкость и время крепления.
  •  В системах с закладкой выбирается способ и обосновывается технология закладки, рассчитываются состав закладки, производительность, трудоемкость и время закладочных работ.
  •  Рассчитываются или принимаются по аналогам показатели потерь и разубоживания по стадиям отработки. В табличной форме рассчитываются показатели извлечения по блоку или панели.
  •  Определяется состав бригады на очистной выемке. Составляется график организации работ по блоку. Приводятся сводные ТЭП по отработке блока.

Ниже приводятся методики обоснования и расчета параметров основных процессов очистной выемки.

            1. РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ОЧИСТНОГО БЛОКА

                      1.1. Пологие залежи

 1.1.1. Расчет  допустимых  пролетов  обнажения  при камерных

системах разработки

     По методике  ВНИМИ допустимый пролет для камер с прямоугольным контуром обнажения для слоистых кровель определяется из выражения:

                                        , м                            (1.1)

где: изг -  предел прочности нижнего несущего слоя кровли при изгибе, МПа, изг=(2...5)раст; hо - мощность нижнего несущего слоя, м; n - коэффициент запаса прочности, n=2...4; - средний объемный вес пород кровли, кН/м3;    kп - коэффициент пригрузки нижнего несущего слоя весом  налегающих  пород,  зависит  от соотношения мощности нижнего несущего слоя  h0  и  глубины  разработки  Н,  при  hо/H<0.1  kп =0.7;   при 0.1<hо/H<0.3  kп =0.4-0.6; при 0.3<hо/H<0.5 kп =0.3-0.4; при 0.5<hо/H<1   kп=0.2; при hо=1 kп =0.

    Для горизонтальных и пологих залежей при однородной кровле и отношении глубины заложения камеры к ее ширине более двух,  коэффициента  Пуассона    =0.17-0.3, допустимый пролет обнажения можно определить по формуле С.Г.Борисенко [2]:

                   , м                              (1.2)

                          

где:   0.2 - 0.4  - коэффициент бокового распора;

         раст -  допустимое  напряжение при растяжении для пород кровли, МПа.

    Фактический пролет камеры принимают по конструктивным  соображениям  с учетом применяемой техники и технологии,  при этом он не должен превышать  рассчитанный  допустимый  пролет  обнажения, т.е.  А< А д.

    1.1.2. Расчет опорных целиков при сплошной и камерно-столбо-

вой системах разработки

    Общие положения расчета .  Расчет базируется на условии прочности целиков по гипотезе Турнера-Шевякова [3]. Это условие выглядит следующим образом:

                       )                              (1.3)

где: n - коэффициент запаса прочности целика (принимают равным  3-5,  если  камера  должна сохраняться неопределенно долго и 2-3,  если камеру необходимо сохранить только  на  время  ведения очистной выемки); kн - коэффициент, учитывающий соотношение глубины залегания и ширины камеры (пролет) А (при А/H> 0.8 - 1, kн =1; при А/Н< 0.8-1, kн=0.7;  если  в  рудном  теле  есть  слабые  прослойки,  то  при А/Н<1, kн = 0.5-0.6 [1]); бсж- предел прочности материала целика при сжатии, МПа; k - поправочный коэффициент,  учитывающий угол падения залежи, определяемый из выражения:

                                                                          (1.4)

где    - угол падения залежи, град;  - коэффициент бокового распора; kф- коэффициент формы целика.  При отношении высоты целика к его ширине h/a= 1 - 3:

                                                                            (1.5)

при других значениях h/a коэффициент формы определяют как:

                                                                                                         (1.6)

    Размеры целиков определяют с учетом известной величины  пролета камеры А.

    Расчет ленточных целиков .  Площадь   горизонтального      сечения

целика:

                                      , м2                                                 (1.7)

 где: L - длина панели (камеры), м;

    Площадь кровли, поддерживаемой одним целиком

                     

                        ,м2                                                     (1.8)

    Из выражения (1.3) с учетом (1.7) и (1.8), решив его относительно А получим, что ширина ленточного целика

                       , м                                  (1.9)

    где Х = 0.1*n* *H*kн *k ;

    В выражения (1.5) и (1.6) помимо kф входит величина а,  поэтому для определения ширины целика удобнее пользовать графоаналитическим методом.

    В координатах  "kф - а"  (рис.1.1.) строят график по (1.5) или (1.6) для фиксированной величины h для 3-4 значений а  (см. рис 1.1.) и график а по (1.9) для 4-5 значений kф (см.  рис.1.1,  кривая 2). Точка пересечения двух кривых дает искомую величину а.

    Расчет изолированных целиков .  Площадь  поперечного  сечения для  квадратных,  круглых и прямоугольных целиков будет соответственно:

                               sкв = а2;

                               sкр =  *a2 /;                      }                                           (1.10)

                               sпр= a*b

Площадь кровли, поддерживаемой одним целиком:

                               Sкв  = (a + A)2 ;

                               Sкр  = (a + A)2 ;                   }                                          (1.11)

                               Sпр   = (a + A)(b + bп );

где bп - ширина просечки (расстояние между целиками в  ряду), принимается по конструктивным соображениям, м; b - длинная сторона прямоугольного целика в плане, м.

    Подставив в  (1.3)  выражения из (1.10)  и (1.11),  получим  формулы для расчета ширины целиков:

        - квадратного

Рис.1.1. Номограмма к определению размеров ленточных целиков:

1 – кривая  , построенная по формуле (1.5, 1.6) при h=const; 2,3,4, и 5 – кривые а=f(kф), построенные по формуле (1.9) для различных пролетов камер.

a = A*Y/(1 - Y), м,                                                   (1.12)

где ;

  •  круглого

                             а  = A*Y/(0.89 - Y), м;                                                (1.13)

  •  прямоугольного

                           (1.14)

 где:  Z = Y2/kф  ,  N = b/a.

                1.2.Крутопадающие рудные тела

          1.2.1.Расчет допустимых пролетов обнажения

    Для определения допустимых пролетов обнажения при крутом падении залежи рекомендуется использовать зависимости  для  расчета допустимых эквивалентных обнажений в камерных системах разработки [4].  Устойчивость обнажений, рассчитанных  по  этим  зависимостям, обеспечивается в течении 6 месяцев.

    Для наклонных обнажений эквивалентный пролет определяется по формуле:

                                        , м,                                 (1.15)

где: бсж - предел прочности материала  обнажения  при  сжатии, МПа;     - объемный вес  налегающих пород,  кН/м3; H - глубина  заложения камер от поверхности, м;   n - коэффициент запаса прочности.

    Для вертикальных обнажений:

                                         , м,                        (1.16)

где: f - коэффициент крепости.

    Для перехода от величин эквивалентных  пролетов  к  реальным размерам  камер  можно воспользоваться формулой В.Д. Слесарева для выработок с прямоугольным опорным контуром:

                                    Aэкв   = 2*S/P,                                                         (1.17)

где: S - площадь обнажения, м2;  P - периметр обнажения, м.

              1.2.2. Расчет междукамерных целиков

    Для рудных  тел мощностью до 15 м расчет междукамерных целиков (МКЦ) рекомендуется осуществлять по методике ВНИМИ  [1].  Эта методика базируется на гипотезе Турнера-Шевякова с использованием поправочных коэффициентов. Особенностью ее является учет ослабляющего влияния пройденных в целиках выработок - восстающих, просечек, ходков (рис1.2.).

    

Рис.1.2. Схема к определению размеров междукамерных целиков по методике ВНИМИ.

Ширина "ножек" целика,  остающихся после проходки в нем блокового восстающего и горизонтальных ходков,  т.е. ширина изолированных опорных прямоугольных целиков,  расположенных длинной стороной по восстанию, определяется по формуле:

                                , м                                                 (1.18)

где q =*H*n*kн*k*h*bх/[2000*kт*kд*сж*(h - hх)];  n =  1.4-1.7  - коэффициент  запаса,  учитывающий  изменение  прочности,  площади   поперечного  сечения  целика  и  воздействие  взрывных  работ;  h - расстояние по вертикали между ходками  в  целике, м; bх - ширина ходка, м; kт  - коэффициент структурного   ослабления  (изменяется  от  0.1  до  0.5,   причем   меньшие значения  имеют  сильнотрещиноватые  руды,  большие  -  малотрещиноватые); kд0.7 - коэффициент,  учитывающий  время стояния целика;  hх  - высота ходка, м;  aв -  ширина  восстающего, м; l - длина камеры по простиранию, м.

    Если вместо  длины  камеры  задана длина блока L,  то ширина "ножки" определяется как:

                     

                                                  , м                                              (1.19)

    Общая ширина целика

                                                 a = 2*a' + aв, м                                           (1.20)

Рис. 1.3. Схема к определению междукамерных целиков по методике А.А. Иливицкого:

а) при 900; б) при α<900

Для залежей мощностью свыше 15 м расчет ширины МКЦ  рекомендуется проводить по методике А. А. Иливицкого. При угле падения близком к 900 расчет производится на  давление  от веса столба налегающих пород с площадью поперечного сечения, равной площади блока (рис.1.3а).

Ширину целика определяют из уравнения:

    1000*сж*а2 - (H* - hк*р)*n*hк*a - H**hк*n*A=0,                          (1.21)

где H - глубина заложения камеры, м; - удельный вес налегающих пород, кН/м3;  hк - высота камеры (целика), м; р- удельный вес руды, кН/м3;  A - ширина камеры по простиранию, м.

    При угле падения, значительно отличающемся от 900 (менее 800), расчет целиков проводят как на вертикальное так и на боковое давление (рис.1.3б). Размеры целика с учетом бокового давления определяют из уравнения:

    1000*сж*hк*a2  - (M*p*n*sin)*a - M*p*n*A*sin = 0,                 (1.22)

 где М - горизонтальная мощность залежи, м;

 p= hк *(H + 0.5*hк)*(ctg + ctg)**sin( - )/sin( + - ),

 где   - угол внутреннего трения пород.

Размеры целика с учетом вертикального давления определяют из уравнения:

(1000*сж *М*sin)*a2 - (q + hк*р*M)*hк*n*a - hк*n*q*A= 0,              (1.23)

где q = H*M**sin( - )/(sin *cos).

Из двух рассчитанных размеров принимают больший.

                1.2.3. Расчет потолочин камер

    Для крутопадающих рудных тел мощностью до 15 м по рекомендациям  М.И.Агошкова [5] отношение высоты потолочины к горизонтальному пролету камеры (горизонтальной выемочной мощности) h/mв.г  принимают равным: 0.2-0.3 - в очень устойчивых рудах;  0.3-0.5 - в рудах средней устойчивости;   0.5-0.7 - в неустойчивых рудах.

    При мощности залежи более 15 м, угле падения 45-900 и коэффициенте крепости руд более 8-10 высоту  потолочины  определяют  по методике А.А.Иливицкого по формуле [6]:

                                   , м,                        (1.24)

   где:  з- удельный вес пород или закладки,  заполнившей вышележащую камеру, кН/м3;  n -  коэффициент запаса прочности,  принимаемый равным 3 при этажно-камерных системах, 2 - при подэтажной отбойке и отбойке из магазинов и 1.5 - при системе разработки горизонтальными слоями с закладкой [6].

                      2. ОТБОЙКА РУДЫ

          2.1. Выбор способа взрывной отбойки

   Шпуровая отбойка  применяется при небольшой (до 5-8 м)  мощности рудного тела, любом угле падения, а также при необходимости присутствия людей в очистном пространстве,  когда сохранение  устойчивости массива,  в первую очередь кровли, приобретает большое значение. Кроме того, шпуровая отбойка предпочтительнее при разработке руд средней устойчивости и неустойчивых, системами с искусственным поддержанием очистного пространства;  при отбойке  ценных руд,  особенно в рудных телах со сложной морфологией; при необходимости обеспечить качественное дробление руды.

    Скважинная отбойка используется, как правило, в рудных телах мощностью более 5-8 м,  при больших объемах разовой отбойки и отсутствии людей в очистном пространстве.

    В устойчивых  рудах,  отличающихся  монолитной   структурой, труднобуримых, а также при бурении из очистного пространства, отбойку осуществляют параллельными скважинами.

    В рудах трещиноватых,  недостаточно устойчивых, при нечетких контактах залежей, когда точность отбойки по контуру не имеет существенного значения, более эффективна отбойка веерными скважинами.

    В сильно нарушенном массиве,  где затруднена проходка и поддержание буровых выработок, при обрушении потолочин отработанных камер, целесообразнее использовать пучковое расположение скважин.

    При выборе диаметра скважин надо исходить из следующих соображений:

      - при больших объемах массового обрушения руды,  четких контактах залежи,  а также в мелкотрещиноватой и монолитной руде более эффективны скважины большого диаметра;

    - в рудных телах сложной конфигурации, недостаточно устойчивых рудах, при малой ширине очистного пространства, крупноблочной трещиноватости руды, жестких требованиях к качеству дробления руды, малых объемах разовой отбойки предпочтительнее скважины малого диаметра.

При выборе типов самоходных бурильных установок следует  исходить из условия:

                                      B=Bк  + 2*m,                                                         (2.1)

где: В - минимальная ширина забоя, м; Bк - ширина машины, м; m=0.5 м - минимальная ширина прохода для людей.

    Минимальная высота забоя должна быть на 0.5-0.6 м больше минимальной высоты машины в рабочем положении.

   

           2.2. Расчет параметров взрывной отбойки

                    2.2.1. Шпуровая отбойка

    Отбойка руды шпурами может производиться сплошным или уступным забоем в восходящем,  нисходящем или горизонтальном направлении.

    Основными параметрами  отбойки  являются  линия  наименьшего сопротивления (л.н.с.) и расстояние между шпурами. Глубина шпуров ограничивается техническими возможностями буровых машин или  горно-техническими условиями разработки.

    При отбойке с двумя обнаженными поверхностями л.н.с., м, определяют по формуле:

                            

                                         , м                                         (2.2)

где d - диаметр шпура, м;   - плотность заряжания, кг/м3;  kз  - коэффициент заполнения шпура, по ЕПБ kз = 0.6-0.72;     m - коэффициент сближения зарядов,  при  электрическом  взрывании  m=1-1.5, при огневом - m=1.2-1.5 [7]; q  - удельный расход ВВ, кг/м3.

По В.Н.Мосинцу и А.А.Пашкову, для маломощных залежей

                                     q=q0*k1*k8 , кг/м3                                                     (2.3)

где q0 - теоретический  удельный  расход  ВВ, кг/м3; k1  - коэффициент относительной работоспособности ВВ; k8 -  коэффициент  учитывающий  выемочную мощность ( равен 1;1.15;  1.6;  2.3; 3.8 при выемочной мощности, соответственно 3.5; 3; 2; 1.5; 1 м).

    Теоретический удельный расход ВВ при различных коэффициентах крепости руды:

f.......        4          6           8           10          12           14           16           20

q0 .....      0.4      0.49       0.61       0.74        0.9         1.09        1.31        1.61

По данным  Б.Н.Кутузова  и др.  для забоев с двумя или одной обнаженной плоскостью [8]:

                                      q = q0*k1*k4*k5*k6,    кг/м3                                      (2.4)

где q0- теоретический удельный расход ВВ  на  отбойку,  кг/м3, см. табл.2.1; k4- коэффициент, учитывающий расположение шпуров [ равен 1  и 1.4-1.6  при  шпурах,  направленных  соответственно, параллельно и перпендикулярно (одна обнаженная плоскость) плоскости забоя]; k5 -  коэффициент,  учитывающий способ заряжания ( равен 1 при ручном,  0.9-0.95 при пневмозаряжании и 0.8-0.85 при  механизированном заряжании прессованными патронированными ВВ); k6 = (d/0.042)n ; n = 1-0.5 (большие значения в монолитных породах, меньшие - в трещиноватых).

Расстояние между шпурами в ряду [8] определяем по формуле:

                          

                                      ,  м                                               (2.5)

 где   - плотность ВВ, кг/м3;  k10 = 0.8-0.95 - коэффициент, учитывающий забойку в шпуре.

        Теоретический расход ВВ, кг/м3                                                 

                                                                                           таблица 2.1

Коэффи-циент

крепости

                             

При ширине забоя, м

       До 1

      1 - 2

       2 - 3

       3 - 5

         > 5

   20 и более

        3.9

       2.6

        2.3

        2.1

        2.0

    18 - 20

        3.6

       2.3

        2.1

        1.9

        1.8

    16 - 18

        3.3

       2.1

        1.9

        1.8

        1.7

    14 - 16

        3.0

       1.8

        1.7

        1.5

        1.4

    12 - 14

        2.7

       1.6

        1.5

        1.4

        1.2

    10 - 12

        2.4

       1.4

        1.2

        1.1

        1.1

      8 - 10

        2.1

       1.2

        1.0

        0.9

        0.9

      6 - 8

        1.8

       1.1

        0.9

        0.8

        0.8

      До 6

        1.4

       0.9

        0.8

        0.6

        0.6

  Значения  коэффициентов  относительной работоспособности  для ВВ, рекомендуемых для применения на подземных рудниках, приведены ниже [9]:

Аммонал водоустойчивый ........0.9    Гранулит АС-4 .......0.98

Аммонал скальный....................0.8           Гранулит М.............1.13

Аммонит N 6ЖВ...........................1           Детонит М...............0.82

Аммонит скальный N 1.............0.8           Динафталит.............1.08

Гранулит АС-8.........................0.89           Игданит...................1.13

Упрощенно расстояние между шпурами равно:

                            a = m *W                                                                          (2.6)

где m - коэффициент сближения зарядов.

   Оконтуривающие шпуры бурят на расстоянии 0.2-0.3 м от контактов залежи или проектного контура забоя. Количество шпуров на забой:

            n  = Sз*q* /(0.785*d2**k),   шт                                                    (2.7)

где S - площадь забоя, м2 ;  - объемный вес руды, т/м3.

  Общая длина шпуров на забой, м:

                         L = nш*lш ,                                                                          (2.8)

где lш  - длина одного шпура, м.

   Количество промышленной руды, отбиваемой за один цикл, т:

                     Vц = Sз*lш**,                                                                       (2.9)

 где   - коэффициент использования шпура.

Вес заряда ВВ на цикл (отбойку 1 слоя), кг:

                     Qвв = 0.785*d2**kз* L,                                                        (2.10)

Фактический удельный расход ВВ, кг/м3:

                          q = Qвв/Vц  ,                                                                      (2.11)

 Выход промышленной руды с 1 м шпура, т/м:

                           = Vц/L,                                                                           (2.12)

                   2.2.2.Скважинная отбойка.

Основными параметрами  отбойки  являются  л. н. с. и расстояние между скважинами, на основе которых определяются все остальные. Наиболее распространенной зависимостью для расчета л.н.с. является формула Л. И. Барона:

               

                                              , м                                    (2.13)

   где d - диаметр скважины, м;  - плотность ВВ, кг/м3; kз - коэффициент заполнения скважин; для параллельных скважин kз = 0.7-0.95, для веерных kз = 0.6-0.7 [10]; m  - коэффициент сближения зарядов; рекомендуется принимать m = 0.5-0.8 при ориентировке трещин в направлении, перпендикулярном к плоскости забоя; m = 1-1.2  - в направлении, параллельном плоскости забоя; m = 1 - для монолитных руд; q - удельный расход ВВ на отбойку, кг/м3. По данным Б. Н. Кутузова и др.[8]:

                   q = q0*k1*k2*k4*k5*k6*k7 ,                                                      (2.14)

   где k1 - коэффициент относительной работоспособности ВВ;  

-  коэффициент,  учитывающий  трещиноватость руд и требуемое качество дробления; lтр - среднее расстояние между видимыми трещинами в массиве; ак - размер кондиционного куска; n1 = 0.5-0.6; k4 - коэффициент, учитывающий  условия  отбойки  (равен  1 и 0.7-0.9 при отбойке соответственно на одну и две обнаженные плоскости и 1.2-1.3 - при отбойке в зажиме); k5 - коэффициент, учитывающий  способ  заряжания скважин (см.раздел 2.2.1.);  - коэффициент, учитывающий диаметр заряда; = 0.5-1.0 (большие значения - в монолитных рудах); k7 - коэффициент, учитывающий схему расположения скважин (равен 1;  1.1-1.2; 1.3-1.5 соответственно  при  параллельном, веерном  и пучковом расположении скважин).

Значения  теоретического удельного расхода ВВ  при различных коэффициентах крепости руды приведены ниже [6]:

 f........             6-8     8-10    10-12    12-14   14-16 16-18  18-20   >20

  q0, кг/м3.......0.4-0.5 0.5-0.6  0.6-0.7  0.7-0.9  0.9-1 1-1.2 1.2-1.3 1.3-1.5

При отбойке параллельными скважинами расстояние между ними определяем по формуле:

                               a = m*W,                                                                       (2.15)

Число скважин в отбиваемом слое:

                    N = [(Bс - 2aкр)/ aкр] + 1,                                                         (2.16)

где Вс - ширина слоя, м; акр - расстояние от краевых скважин до контура забоя, принимается (3÷5)d.

Для найденного N  уточняется а. Общая длина скважин в слое, м,:

                            Lс = N *lс ,                                                                       (2.17)

   где lс - длина скважины, м.

Объем отбойки в слое, м3,:

                         V = Bс*W*Hс  ,                                                                  (2.18)

где Нс - высота отбиваемого слоя, м.

Длина скважин на 1м3 отбитой руды, м:

                  l  = Lс/Vс = Nс *lс /(Bс*W*Hс)                                                 (2.19)

Выход руды при отбойке, м3/м,:

                            v = 1/l                                                                            (2.20)

       Общий расход ВВ на отбойку, кг,:

                  Qвв = q0*Lс*kз= Nс*qс*lс*kз ,                                                   (2.21)

где qс - масса  заряда ВВ, приходящаяся на 1 м скважины, кг

Уточненный удельный расход ВВ, кг/м3,:

               q = Qвв/Vс= Nс*qс*lс*kз/(Bс*W*Hс)                                            (2.22)

Рис.2.1. Схема размещения зарядов ВВ в веерных скважинах

     

При  отбойке веерными скважинами их взаимное расположение определяется максимальным расстоянием между  концами соседних скважин аmax и минимальным аmin- между  заряженными частями скважин вблизи контура буровой выработки (рис.2.1):

                              amax=(1.5÷1.7)W                                                      (2.23)

                                   amin = (0.5÷0.7) W                                                  (2.24)

   Число скважин на слой, их общая длина, длина заряженной части скважин устанавливается посредством масштабного чертежа забоя, на котором, используя зависимости  (2.23) и (2.24) намечают направления  скважин таким образом,  чтобы углы  забоя  прорабатывались каждый своей скважиной. Построение веера начинают с  оконтуривающих скважин. Расстояние а   откладывается по перпендикуляру, опущенному из конца более короткой скважины на соседнюю, более длинную. Величину недозаряда скважин  для соблюдения расстояния а можно упрощенно определить по следующей методике [11]:

Из центра бурения очерчиваются две окружности радиусами соответственно (1-1.5)W  и 3W (при недозаряде скважин через одну) или же три окружности радиусами 1W, 2W и 3W (при недозаряде  двух скважин из каждых трех). Оконтуривающие скважины  имеют коэффициент  заряжания 0.85-0.9, средний коэффициент заряжания по слою -0.6-0.7. После окончания построений  по чертежу определяют  число скважин в веере, их общую длину Lс, и суммарную длину заряженной части скважин Lз.

Все показатели отбойки определяются по формулам  для отбойки параллельными скважинами, за исключением определенных графическим путем Nс, Lс, а также:

                          Qвв  = qс*Lз,                                                                     (2.25)

где Lз  - суммарная длина заряженной части скважин, определенная графически, м.

Результаты расчетов оформляются в виде таблицы.

  2.3.Определение производительности бурового оборудования

Определение производительности бурового оборудования производится по существующим "Единым нормам выработки  и времени", в зависимости  типа и  марки  применяемого оборудования,  условий его эксплуатации  и физико-механических  свойств  массива руды или по приведенным ниже расчетным формулам.

                       

2.3.1. Бурение шпуров.

При бурении  шпуров  перфоратором его  производительность, м/смену, определяем по формуле [6]:

                Qб = 60(Tсм  - Tпз - Tоб)/[(tо + tв)(1 + kот)],                                 (2.26)

где Тсм - продолжительность смены, ч; Тпз и Тоб - соответственно, время  на  подготовительно-заключительные операции и на обслуживание рабочего места, ч; tо ,tв - соответственно, основное (чистое) и  вспомогательное время бурения 1м шпура, мин; определяется  по данным практики или по   справочным данным; ориентировочно можно определить из табл.1. приложения 1; kот - коэффициент,  учитывающий нормированное время на отдых в течение смены [13] (равен 0.1; 0.08 и 0.06 при бурении соответственно ручными, телескопными и  колонковыми перфораторами).

Значения времени на подготовительно-заключительные операции и обслуживание рабочего места в зависимости от типа бурового оборудования приведены ниже:

                 Тпз    Тоб

Ручные перфораторы........................ 0.355  0.045

Телескопные перфораторы...............0.411  0.045

Колонковые перфораторы................ 0.433  0.047

Бурильные установки ....................... 0.773  0.23

Производительность бурильных установок [6]:

        Qб= 60*kо*nб*(Tсм- Tпз- Tоб)/ [(tо + tв) (1 + kот)],                       (2.27)

где kо   - коэффициент одновременности работы  бурильных машин (равен 0.95-0.85 и 0.8-0.9 соответственно для установок с 2-3 и 4 манипуляторами); nб  - число бурильных машин установки; kот  = 0.07 - коэффициент учитывающий нормированное время отдыха в течении смены; Тсм - продолжительность смен, ч; tо и tв - основное и вспомогательное время бурения шпуров, мин/м.

Показатели работы бурильных установок в зависимости от коэффициента крепости пород приведены ниже:

       Крепость руды ....................................8-10    10-12     12-14  14-16

       Средняя скорость бурения, м/мин......1.16    0.86      0.543  0.348

       Средняя стойкость коронки, м.......... 12-14     8-1        3-5    3-4

 

     2.3.2.Бурение скважин

В зависимости от исходных данных и типа бурового оборудования для определения производительности  бурения скважин можно пользоваться одной из следующих зависимостей:

При бурении станками ударно-вращательного действия с погружными  пневмоударниками производительность  станка, м/смену, определяем по формуле [11]:

                 , м/смену                           (2.28)

 

где Тсм - продолжительность смены, мин; Тпз и Тоб  - время на подготовительно-заключительные  операции и обслуживание рабочего места, мин (равно 21 и  25.5 мин соответственно для станков типа НКР и ЛПС) [13]; tо- основное (чистое) время бурения  1 м скважины, мин; L - глубина скважины (средняя), м; В  - стойкость коронки на одну заточку, м; tш = 2 мин - время на свинчивание- навинчивание штанг; lш = 1 м - длина штанги; tк=16 мин - время на замену долота; tв - время на передвижку с веера на веер (tв =11 мин;  при бурении параллельных  скважин tв- время передвижки со скважины на скважину); tс - время перехода со скважины на скважину (равно 33 и  0 при бурении соответственно веерных и параллельных скважин); m - число скважин в веере (для кругового веера m 2L/amax); аmax - максимальное расстояние между концами скважин в веере, м.

Значения чистой скорости v и стойкости коронки В при бурении скважин диаметром 105 мм для различной крепости пород  f приведены ниже [6]:

f.......................  20-18         16-14     14-12  12-10     10-8

v , м/мин.........  0.042-0.047              0.065      0.08             0.098              0.12

B, м.................      2                      4            6                8                12

Для станков вращательно-ударного бурения сменная производительность, м:

                   

                       ,                       (2.29)

где nб- число бурильных машин на станке; kв  - коэффициент использования станка;         vп  - скорость спуска подъема става штанг, м/мин.         tк  4,2 мин, tс  14.6 мин.

Сменную производительность  также можно определять по упрощенным формулам И.Ф.Медведева [6]:

                  Qб  = kв * vо[Tсм  - Tпз  - Tвсп]                                                   (2.30)

или

                Qб  = kв (Tсм  - Tпз)/[(1/vо ) + tуд],                                               (2.31)

где Твсп  - время на вспомогательные операции, мин; tуд = Твсп /vо - удельные затраты на вспомогательные операции, мин/м.

Расчетные данные для определения производительности приведены в табл.2.3.

таблица 2.3.

Расчетные данные для определения производительности бурения

Буровой    

станок

        Чистая скорость бурения, м/мин

                                

                                  

   Твсп    мин

             

  tуд    мин/м

    f = 6-9

  f = 10-13

  f = 14-18

2СБУ-70

ПБУ-70

КБУ-50

ПТ-36

    0.65

    0.65

 0.4-0.45

   0.15

      0.425

      0.425

   0.32-0.35

       0.12

      0.25

      0.25

      0.25

      0.08

  20

  20

  30

  20

  1

  1

  4

  4

Cменная производительность станков шарошечного бурения, м [6]:

                           Qб = Tсм *kв *vо                                                                                        (2.32)

где  Тсм - время смены, час; kв = 0.55-0.6 - коэффициент использования машинного  времени; vо - механическая скорость бурения, м/час,

                   vо = 0.26* Fо *n0.8/(f1.6 *d)                                                       (2.33)

где Fо - осевая нагрузка на долото (для станков БШ-145 Fо = 167 кН), кН; n  - частота вращения долота (для БШ-145 n=2.76 с-1); f  - коэффициент крепости руды; d - диаметр долота, м.

Показатели бурения  штыревыми  шарошечными долотами при различных коэффициентах крепости приведены ниже:

коэффициент

крепости             4-8   8-10   10-12   12-14   14-16   16-18   18-20

скорость

бурения, м/ч       50      40      30         15        10          6         4

                 2.4.Заряжание шпуров и скважин.

                    2.4.1.Ручное заряжание

При ручном заряжании шпуров и штанговых  скважин  производительность труда взрывника, м/смену, определяют по формуле [6]:

            Qз =(Tсм  - Tпз  - Tпт)/[(tо + tв)(1 + kот)],                                         (2.34)

где Тсм  - продолжительность смены, мин; Тпзпт - время соответственно на  подготовительно-заключительные операции  и на технологические перерывы; tо+ tв - нормы времени при заряжании 1 м шпура  или  скважины (табл.2.4), чел.мин/м,  значения которых на ручное заряжание шпуров в зависимости от глубины шпуров приведены ниже:

Средняя глубина шпуров,м          1            1.5           2            2.5            3

tо + tв, чел.мин/м                         1.52         1.34        1.18        1.06         0.95

2.4.2. Механизированное заряжание

Расчет производительности  труда  взрывников при механизированном заряжании шпуров глубиной до 2 м при высоте забоя не более 2 м и использовании зарядчиков типа "Курама" производят по формуле (2.39),при этом - Тпз =17,1 мин,  Тпт =20  мин,  а  tо +  tв =  0.76 чел.мин/м при  заряжании  горизонтальных  шпуров и 0.92 чел.мин/м при заряжании вертикальных шпуров [14].

Сменная производительность звена взрывников,  м, при механизированном заряжании скважин определяется по формуле:

       Qз  = 10(Tсм - Tоб)/[10Tпз/n + (tо + tв)(1 + kот)]                                   (2.35)

где n - суммарная длина скважин, заряжаемых с одной установки зарядчика, м; (tо- tв) - нормы времени на   заряжание  скважин (табл.2., табл.3. Приложение 1).

Чтобы выразить производительность заряжания в кг ВВ, необходимо величину Qз,  умножить на массу заряда ВВ, приходящуюся на 1м шпура или скважины и на коэффициент заряжания.               

Данные для определения производительности заряжания  скважин зарядчиками при различной глубине скважин приведены ниже [6]:

                                                             Тпз, мин     n,м

Глубина скважин до 20 м

"ВАХШ-5", ПЗЛ, ЗП.............................   68     500-600

ЗДУ.......................................................   76     500-600

Глубина скважин свыше 20 м

ЗДУ, УЗДМ...........................................  73       1000

УЗС-1500...............................................  83       1000

УЗС-6000...............................................  89       1000

таблица 2.4

Нормы времени на ручное заряжание скважин, чел.мин/м      

Направление

бурения

Угол наклона

скважин к горизонту, град

Глубина

скважин, м

                   

          Диаметр скважин, мм

          56

         70

        100

       1           

       2

        3

        4

      5

       6

Горизонталь-

ное

Восходящее

Нисходящее

     0 - 25

     26-50

     51-75

     76-90

     26-50

     51-90

     До 10

     До 20

     Св. 20

     До 10

     До 20

     Св. 20

     До 10

     До 20

     Св. 20

     До 10

     До 20

     Св. 20

       -

       -

      1.15

      1.34

      1.55

      1.34

      1.55

      1.75

      1.56

      1.8

      2.01

      1.8

      2.1

      2.4

      1.15

      0.95

       1.44

       1.68

     1.93

       1.68

       1.94

       2.19

       1.95

       2.26

       2.52

       2.26

       2.64

       3

       1.41

       1.09

       2.24

       2.49

       2.82

       2.14

       2.88

       3.26

       2.85

       3.33

       3.74

       3.33

       3.88

       4.38

       2.06

       1.52

           

2.5.Расчет трудовых затрат при бурении скважин и шпуров.

Затраты времени на бурение шпуров или скважин в  ряду  (слое или забое), смен:

                                ,                                                        (2.36)

где nбс  - число одновременно работающих буровых станков.

Трудовые затраты на бурение шпуров или скважин, чел.смен.:

                                      ,                                                              (2.37)

где nб - количество бурильщиков, чел.                                        

      Удельные трудовые затраты на бурение, чел.смен./т составляют:

                                        ,                                                              (2.38)

где Vс - отбиваемый объем руды, т.

Производительность бурильщика при бурении шпуров  или  скважин, т/чел.смену:

                               ,                                                               (2.39)

Затраты времени  при механизированной зарядке шпуров,  скважин, смен:

                               ,                                                            (2.40)

где Qз - производительность заряжания, м/смену; L  - суммарная длина заряжаемых скважин (шпуров), м;  nз  - количество зарядчиков, шт.

Трудовые затраты  при  ручном  и  механизированном заряжании скважин, чел.смен:

                                     Тз  = tз * nзр,                                                           (2.41)

где nзр - количество взрывников на зарядке  шпуров  и  скважин (принимать 2 чел.  при ручном и 3-4 чел. при механизированном заряжании).

    Удельные трудовые затраты  при заряжании, чел*смен/т:

                                       ,                                                                 (2.42)

Производительность труда рабочего на заряжании, т/чел.смен:

                                 ,                                                            (2.43)

Общие трудовые затраты на бурение,  заряжание  и  взрывание, чел.смен:

                      Тотб  = (Тб  + Тз)*1.2,                                                         (2.44)

где 1.2 - коэффициент,  учитывающий затраты времени на вспомогательные процессы (прокладка трубопроводов,  текущий ремонт  и т. д.)

    После расчета трудовых затрат определяют состав бригады  бурильщиков и взрывников на отбойке промышленной руды.

3. ВЫПУСК, ПОГРУЗКА И ДОСТАВКА РУДЫ

3.1. Люковая погрузка

Применяется на небольших рудниках при разработке маломощных рудных залежей и качественном дроблении руды, как правило, шпуровыми зарядами, когда возможна ликвидация заторов в люках вручную.

Ширина люка   3aк,  высота h = 1.25b определяются размером кондиционного куска ак.

Время загрузки состава,  мин, без пересцепки вагонов определяем по формуле [6]:

                    tс = n(tо + tв + tпер),                                                                    (3.1)

где n - число вагонов в составе; tо + tв - нормируемое время загрузки  одного  вагона,  мин, [13]; tпер = 0.17 - 0.34 - время на перестановку вагонов, мин.

Нормы времени  на  загрузку одного вагона из люков в зависимости от вместимости вагонов Vв  приведены ниже.

Vв, м3 (опрокидные)...........До 0.6    0.6-0.89      0.9-1.1     1.11-1.59      1.6-2

tо + tв, мин..............................1.45        1.54           1.62           1.76            1.97

Vв, м3 (глухие)...................1.11-1.56    1.6-2     2.1-3.16     3.2-4       5         10

tо + tв, мин..............................1.45       1.66           1.99       2.73      3.41      4.2

Производительность блока при люковой погрузке, т/смену [6]:

             Qл = 60*n*Vв (Tсм - Тпз)/[tс + tр)(1 + kот)] ,                                (3.2)

где Vв - вместимость вагона, м3; - насыпная плотность руды в вагоне,  т/м3; Тпз = 0.17 час - время на подготовительно-заключительные операции [13]; tр - время замены состава под погрузкой, мин (при обслуживании блока одним составом tр - время рейса); kот = 0.1 - коэффициент, учитывающий отдых люкового.

3.2.Выпуск и погрузка руды питателями.

Питатели применяются в разнообразных технологических схемах: вибропитатель - рудоспуск; вибропитатель - вагон; вибропитатель - автосамосвал; вибропитатель - конвейер и т. д.

Благодаря конструктивной простоте и относительно низкой стоимости наиболее распространены вибрационные питатели.

Вибропитатели типа ВДПУ,  ВВДР,  ВВР,  ВПР,  ПВРА,  УВР, КП, РПУ-1 применяют,  как правило, для донного выпуска при разработке мощных месторождений, а также при выпуске руды из глубоких рудоспусков.

Виброленты - питатели и вибролюки применяют  при  разработке маломощных месторождений для погрузки руды в вагоны из блоков или рудоспусков.

Так как  питатели  наиболее часто используются в комплексе с другими доставочными  машинами,  механизмами,  или  транспортными средствами, для  определения производительности комплекса достаточно знать лишь их техническую производительность.

При погрузке руды вибропитателями типа ВДПУ в вагоны сменную производительность можно определять по нормам в табл.3.1 [6]

                                                    таблица 3.1.

   Нормы выработки на погрузку горной массы вибропитателями в вагоны со взрывным дроблением негабарита, т/смену

Расстояние доставки ВВ,

Выпуск руды

Вместимость вагона, м3

м

2

2.5

4-5

10

До 500

Более 500

Из камер

Из обрушения

Из камер

Из обрушения

290

231

271

215

332

264

309

245

415

330

387

307

623

495

581

460

3.3.Доставка руды конвейерами.

Этот вид доставки не получил на рудниках достаточного  распространения, из-за высоких динамических и статических нагрузок на конструкцию, связанных с большим удельным весом  и  кусковатостью руд, а также из-за повышенного износа конвейера, вызываемого крепостью и абразивностью транспортируемого материала.

Исключение составляют  рудники,  где  добывают мягкие руды с применением механической отбойки при мелком  дроблении  (калийные соли, марганцевые руды).

При доставке крепких  руд  могут  применяться  скребковые  и пластинчатые конвейеры при хорошем качестве дробления и малой абразивности руд.

Наибольшее распространение  для непрерывной доставки крепких руд получили виброкомплексы,  состоящие из вибропитателя,  виброконвейера и иногда виброгрохота.

Производительность виброкомплекса,  т/смену,  работающего  у рудоспуска, в  зависимости  от выхода негабарита можно определить по эмпирической формуле П.В.Белова [6]: 

                          ,                                  (3.3)

где Тсм - продолжительность смены,  час; Qч - часовая производительность комплекса, т; k1= 0.004 - 0.006, k2 = 0.029 - 0.032 -эмпирические коэффициенты;  qвд - удельный расход ВВ  на  вторичное дробление,  кг/т;  ак - кондиционный размер куска, м; ан - размер негабарита, м; f - коэффициент крепости руды.

Обычные ленточные конвейеры получили применение  практически только на калийных и марганцевых шахтах.      Теоретическую производительность ленточного конвейера,  т/ч, можно определить по формуле [6]:

                     Qч = (500...560)*В2*v*,                                                        (3.4)

где В - ширина ленты,  м;  v - скорость движения,  м/с;    - плотность груза, т/м3.

          3.4. Доставка руды самоходным оборудованием.

Основными типами  оборудования, применяемого при при доставке являются:

- ковшовые   погрузочно-доставочные   пневмоколесные  машины (ПДМ), осуществляющие погрузку в ковш,  доставку ее  в  ковше  до места разгрузки и разгрузку ковша;

- ковшово-бункерные пневмоколесные ПДМ, производящие погрузку руды  в  бункер  с применением собственного ковша относительно малой вместимости,  доставку руды в бункере до места разгрузки  и разгрузку бункера;

- погрузочные машины различных типов: экскаваторы; погрузочные машины с нагребающими лапами и загрузочным конвейером;  пневмоколесные или рельсовые ковшовые погрузочные машины;

- доставочно-транспортные машины:  автосамосвалы; самоходные вагоны, представляющие собой бункер на колесах, саморазгружающийся через торец с применением донного скребкового конвейера.

    3.4.1. Производительность погрузки и доставки руды ковшовыми

    и ковшово-бункерными погрузочно-доставочными машинами.

Техническую производительность ковшовых  ПДМ  определяют  по формуле [6]:

                                       ,                                                  (3.5)

где Vк - вместимость ковша,  м3; kнк- коэффициент наполнения ковша  (равен 0.8 - 1.1;  0.55 - 0.7 и 0.55 - 0.75,  соответственно для крупнокусковой, влажной сыпучей и мелкой руды);  - плотность руды, т/м3; kр - коэффициент разрыхления; tц = tн + tразг + kд (tг + tп) -продолжительность цикла, мин; tн = (41...46) kнг/60 - время наполнения ковша,  мин; kнг -коэффициент, учитывающий выход негабарита (равен 1;1.2; 1.3; 1.4 при выходе негабарита соответственно 0 - 5; 5 -10; 10 - 15; 15 - 20%); tразг = 31*kм /60 - время разгрузки ковша,  мин;  kм =1.1 - 1.15 - коэффициент, учитывающий маневры при разгрузке;  kд = 1.1 - коэффициент неравномерности движения; tг = 0.06*L/vг - время движения машины с грузом,  мин;  L - длина доставки,  м;  vг =  5 - 10 км/ч - средняя скорость движения машины с грузом;  tп = 0.06*L/vп - время движения порожней машины, мин; vп = 6 - 12 км/ч - средняя скорость движения порожней машины.

Эксплуатационная производительность ковшовых погрузочно-доставочных машин, т/смену:

                   Qд = Qтд *kг (Tсм - Тпз),                                                             (3.6)

где kг = 0.8 - 1 - средний коэффициент использования грузоподъемности машины; Тпз = 0.7 - 0.8 час - время на подготовительно-заключительные операции.

Техническая производительность, т/ч, ковшово-бункерных ПДМ:

                                   ,                                                        (3.7)

где: kkнб  = 0.75-1 - коэффициент наполнения  бункера;  Vб  - емкость  бункера,  м3; tц  = tн + tразг + kд (tг + tп) - продолжительность  рабочего  цикла,  мин;  tн = Vб* kнб* t к * kм * kнг / (Vк * kнк) - время наполнения бункера,  мин; tк = 0.12-0.2 - продолжительность одного цикла черпания и разгрузки ковша, мин; м= 1.2-1.3 - коэффициент,  учитывающий маневры в забое; kнг = 1.15-1.2 -коэффициент учитывающий разборку негабарита в забое;  Vк - вместимость ковша, м3;  kнк= 0.8 - 1.25 - коэффициент наполнения ковша;  tразг - время разгрузки бункера ( 1-1.66 и 2-3 мин для машин  соответственно  с опрокидным кузовом и с донным конвейером), мин.

Эксплуатационная производительность ковшово-бункерных  машин определяется так же, как и для ковшовых ПДМ [6].

      3.4.2.Производительность погрузки руды погрузочными

                           машинами

Методика  определения  технической производительности ковшовых погрузчиков не приводится,  так как она аналогична соответствующей  методике для ковшовых погрузочно-доставочных машин с учетом меньшей длины доставки.

Техническая производительность,  м3/мин, погрузочных машин с нагребающими лапами может быть принята по паспортным  данным  или рассчитана следующим образом [6]:

                         Qтп = 2*n*Vл,                                                                    (3.8)

где n - число ходов каждой лапы в минуту (20-25 и 30 соответственно  в тяжелых и легких условиях);  Vл = B * d * h гр /2 - объем рудной массы,  зачерпываемой одной лапой, м3 ; В - ширина приемной плиты, м; d - диаметр ведущих дисков, м; h гр  - высота слоя рудной массы на плите,  м (равна (1.2-1.5)hл и (0.7-1)hл  соответственно для скальных и мягких пород); hл = (0.25...0.33)d - высота лапы, м.

Сменная производительность машины м3/смену [6]:

                     Qп = 60kу*Qтп* Тсм,                                                               (3.9)

где  Тсм - продолжительность смены, час.

    3.4.3.Производительность доставки руды автосамосвалами

                    и самоходными вагонами

Эксплуатационная производительность  автосамосвалов  и самоходных вагонов определяется по следующей методике [6]:

Продолжительность рейса машины:

                        tр = tпогр + tразг + tож + kд(tг + tп),                                        (3.10)

где tпогр = Vкз*kнк/Qтп - время погрузки автосамосвала или вагона,  мин; Vкз - вместимость кузова, м3; kнк = 0.95-1.2 - коэффициент  наполнения кузова;  Qтп - техническая производительность погрузочного средства,  м3/мин;  tразг - время  разгрузки  машины (1.33 - 2 мин; 1.66 - 2.33 и 1.53 -1.83 мин соответственно для автосамосвалов и самоходных вагонов ВС-10 и ВС-20);  tож =  2 - 4  мин  - время  на  ожидание погрузки или разгрузки,  на маневры;  tг, tп - время движения соответственно груженой и  порожней  машины,  мин. Эти величины определяются так же как и для ПДМ.  При этом следует иметь в виду,  что,  по правилам безопасности,  скорость движения машин по выработкам составляет не более 20 км/ч; средняя скорость для автосамосвалов - 10.3 км/ч, для самоходных вагонов 5-6 км/ч.

    Возможное число рейсов машины в смену:

                   Zрв = 60(Тсм - Тпз)/tр ,                                                               (3.11)

где Тпз = 0.75 - 0.9 ч - время на прием-сдачу смены,  профилактическое обслуживание, простои в связи со взрыванием и т.п.( меньшее - для самоходных вагонов, большее - для автосамосвалов).

Требуемое число рейсов в смену:

                       Zрт = kн*Pсм /G,                                                                    (3.12)

где kн = 1.25 - 01.5 - коэффициент неравномерности добычи; Рсм -

сменная добыча участка или блока, т; G -грузоподъемность машины, т.

Необходимое число машин

                              Nд = Zрт/Zрв,                                                                 (3.13)

Инвентарный парк машин

                        Nди = Nд /kт,                                                                       (3.14)

где kт = 0.7 - 0.9 - коэффициент технической готовности парка машин.

Эксплуатационная производительность машины, т/смену:

                           ,                                         (3.15)

где   - плотность руды в массиве, т/м3; kр - коэффициент разрыхления руды; kг - коэффициент использования грузоподъемности.

Удельный расход  дизельного  топлива и смазки для всех типов машин с дизельным двигателем, руб/т, можно определить по формуле:

            ,                                    (3.16)

где Р - суммарная мощность двигателей,  кВт; kдв  0,65 - коэффициент использования двигателей во времени; qх = 0.08-0.095 - расход топлива на холостом ходу,  кг/(кВт*ч);  qр = 0.23-0.27  - расход топлива при работе, кг/(кВт*ч); kдм  0,6 - коэффициент использования двигателей по мощности;  kсм  1.2 - коэффициент, учитывающий расход смазки.

                    3.5.Скреперная доставка

Применение скреперной доставки наиболее эффективно при малой мощности рудных  тел;  недостаточно устойчивых рудах;  отработке изолированных рудных тел,  малые запасы которых нецелесообразным их вскрытие, подготовку и разработку с использованием дорогостоящей техники; длине доставки до 30 м и возможности применить мощные скреперные лебедки [6].

Ширина скрепера должна быть не менее b  ( 2 - 2,5 )a ,  где a - размер среднего куска , мм.

Производительность скреперной установки,  т/смену,  при погрузке в рудоспуск [15]:

                       ,                                           (3.17)

где Vс - вместимость скрепера, м3; - плотность руды, т/м3; kн - коэффициент  наполнения  скрепера  (равен  0.5-0.7;  0.7-0.8; 0.8-1 и 0.6-0.65 соответственно для крупнокусковой,  среднекусковой,  мелкой руды и при доставке из очистного пространства [13]); kи = 0.3-0.6 - коэффициент использования установки в течении смены; Тсм - продолжительность смены, ч; L - длина скреперования, м; vг =  1.08-1.32  м/с  - скорость движения груженого скрепера;  vп = 1.48-1.8 м/с -скорость движения порожнего скрепера;  tп = 10-15 с - продолжительность пауз при переключении лебедки.

Производительность скреперной установки при погрузке в вагоны:

                        ,                                  (3.18)

где Vв - вместимость вагона,  м3; k - коэффициент, учитывающий уклон скреперования ( при изменении угла скреперования от -25 до +10 градусов изменяется пропорционально от 1.15 до 0.8);  kрн = 1.2 - коэффициент,  учитывающий затраты времени на разборку негабарита в забое; kрм = 1.1 -коэффициент, учитывающий затраты времени  на ремонт и техническое обслуживание установки в течении смены; kл - коэффициент сложности управления лебедкой (равен 1 и 1.25 соответственно для двух- и трехбарабанных лебедок);  tр - интервал времени между подачей составов под погрузку,  с; при обслуживании пункта  одним  составом  - продолжительность рейса состава;  nв - число вагонов в составе.

Ширина скреперной выработки для скреперов типа СГ,  СЯ должна составлять 1.6-2.5 ширины скрепера, а для шарнирно-складывающихся - 1.25-2.0.

               4. РАСЧЕТ КОНСТРУКТИВНЫХ ЭЛЕМЕНТОВ

          СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ СВЯЗАННЫХ С ВЫПУСКОМ РУДЫ

         4.1.Параметры выработок для самоходных машин.

Ширину выработок,  по  которым  возможно передвижение людей, определяют по формуле:

                        B = a + b + Bм,                                                                     (4.1)

где а - ширина пешеходной дорожки (1000 и 1200 мм  соответственно  при  наличии  приподнятого  на 300 мм над полотном дороги тротуара или оборудования через 25 м ниш и в прочих случаях); b = 500 мм - зазор между машиной и стенкой выработки; Вм - ширина машины, мм.

Ширину доставочных,  а также выработок, где исключается возможность нахождения людей,  кроме  обслуживающего  персонала,  при скорости движения не более 10 км/ч определяются как:

                         В = 2b + Вм,                                                                        (4.2)

Высота выработок  должна быть на 800-1100 мм больше высоты машины. При подвеске вентиляционных труб в своде выработки ее высота увеличивается на 1-1.5 диаметра труб [17].

Максимально допустимые уклоны составляют 6-90 и 10-150 соответственно для  выработок по которым производится доставка руды и транспортируют материалы и оборудование [18].

    4.2.Схема горизонта доставки при донном выпуске руды.

При донном выпуске с использованием  самоходного  оборудования, размеры  элементов конструкции целесообразно определять графически.

Угол между осями доставочной выработки и погрузочного заезда принимают, как правило, около 600  (рис.4.1).

Рис.4.1. Схема доставочного горизонта при донном выпуске руды с применением ковшовых погрузочно-доставочных машин:

1- доставочный штрек; 2 – погрузочный заезд; 3 – подсечной (траншейный) штрек.

Длина погрузочного заезда определяется с учетом размещения в нем ПДМ по прямой линии,  когда развиваемое машиной напорное усилие будет максимальным. При этом ширина навала отбитой руды приблизительно равна высоте выработки, и машина расположенная у кромки навала,  не должна перекрывать более половины ширины доставочной выработки.

Минимальная ширина  целика bц между заездами по условию его устойчивости составляет 4-5 м. Исходя из этого определяют расстояние между выпускными отверстиями в ряду а [6].

В общем случае,  минимальное безопасное расстояние между выпускными отверстиями, обеспечивающее устойчивость выработок днища при выпуске руды под обрушенными породами,  составит,  в соответствии с гипотезой Турнера-Шевякова,  для разных схем горизонта доставки (рис.4.2) [6]:

                       ,                                        (4.3)

где аmin - расстояние между выпускными отверстиями, м; k1, k2 - коэффициенты, зависящие от расположения выпускных отверстий (k1 = 1, k2 = 2; k1 = 1.3, k2 = 2 и k1 =1,  k2 = 1 при расположении выпускных  отверстий соответственно по прямоугольной сетке (рис.4.2,а), по шахматной сетке

Рис.4.2. Схемы горизонта при донном выпуске руды с двухсторонним по прямоугольной сетке (а),  двухсторонним по шахматной сетке (б), односторонним (в) расположением.

(рис.4.2,б) и при  одностороннем  расположении (рис.4.2,в); lд - длина ниши под дучку, м;  сж  - временное сопротивление пород днища сжатию, МПа; n - коэффициент запаса прочности,  2 - 4;  - средний удельный вес налегающих пород,  кН/м3; Н - глубина от поверхности, м.

4.3.Параметры подэтажного обрушения с торцовым выпуском.

Высота подэтажа определяется высотой этажа,  схемой отбойки, предельной для оборудования принятого типа глубиной бурения скважин.

С точки  зрения  минимизации  потерь,  наиболее целесообразна ромбовидная форма забоя панели при шахматном расположении (в плане) подэтажных выработок на соседних подэтажах. Максимальная длина скважин может достигать величины,  равной удвоенной высоте подэтажа.

Расстояние между ортами (штреками) на  подэтаже  может  быть определено исходя  из того,  что оконтуривающие скважины в нижней части забоя должны иметь наклон к горизонту не менее 65-700  [14].

Таким образом,  если высота забоя равна двойной высоте подэтажа, то:

                b  = 2[bв + (0.1...0.3)(hп - hв)],                                                     (4.4)

где hп - высота подэтажа,  м;  hв, bв - соответственно высота и ширина выработки.

Если погрузочно-доставочные выработки на подэтажах  расположены по простиранию, для обеспечения правильной ромбовидной формы панелей необходимо,  чтобы крайние подэтажные выработки были проведены по  контакту  лежачего  бока,  что возможно при расстоянии между штреками

                       bп = 2*hп /tg  ,                                                                     (4.5)

где    - угол падения залежи.

Определенную по формуле (4.5) величину b необходимо скорректировать так,  чтобы она была кратной горизонтальной мощности залежи. Если после корректировки величина b будет значительно отличаться от найденной по формуле (4.5), следует провести перерасчет для большего или меньшего значения высоты подэтажа [6].

    5. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЗАПАСОВ БЛОКА И ПОКАЗАТЕЛЕЙ ИЗВЛЕЧЕНИЯ.

          5.1.Распределение запасов блока или панели

                    по стадиям разработки.

Расчет удобнее    производить     в     табличной     форме (см.табл.1. Приложение 2.). Исходными данными являются: размеры угол падения рудного тела;  принятые и рассчитанные геометрические  параметры системы и  ее  элементов (общие размеры блока,  высота подэтажа, размеры выработок, их число и длина, размеры целиков и т.п.).

При заполнении  таблицы руководствуются чертежом разработки блока в масштабе.

Подготовительно-нарезные работы. В этом разделе учитываются объемы подготовительно-нарезных выработок проведение которых необходимо для отработки блока.  Рассчитываются объемы руды от попутной добычи при проведении выработок.

Очистные работы. Зная технологию очистной выемки, определяют число ее стадий и запасы, отрабатываемые на каждой из стадий.

В подсчете  запасов по стадиям очистной выемки не учитывают ту их часть,  которая извлечена  при  проведении  подготовительно-нарезных выработок.

На стадии отработки целиков учитывают запасы руды остающиеся в целиках различного назначения [6].

                                                 

5.2. Расчет показателей извлечения по системе.

    При наличии нескольких источников потерь коэффициент потерь определяется по формуле:

                                              ,                                                          (5.1)

где Пi - абсолютная величина потерь по i-му источнику; Б -балансовые запасы блока.

Коэффициент разубоживания определяется как

                                             ,                                                           (5.2)

                                

где Вi -  количество примешиваемых пустых пород по i-му источнику, м3; Д - количество добытой руды, м3.

При разработке  тонких  жил  системами,  в  которых  ширина очистного пространства Мо  больше мощности  жилы  М,  коэффициент разубоживания определяется как

                                        ,                                                 (5.3)

где р и п - плотность соответственно руды и породы;  Мп - мощность породного прослоя,  извлекаемого совместно с рудой, если такой прослой есть.

Для систем разработки с обрушением руды и  вмещающих  пород при донном  площадном выпуске руды,  показатели извлечения можно прогнозировать по упрощенной методике В. Р. Именитова [14].

При относительно  ценной руде желательны минимальные потери и допустимо достаточно высокое разубоживание:

        n = nmin;            p =(1.0÷1.2)(1 - kчр) - nmin ,                                         (5.4)

где  kчр  - коэффициент извлечения чистой руды, доли ед.:

                            ,                                             (5.5)

где Нб - высота слоя выпускаемой руды (блока),  м; m - показатель сыпучести руды,  для крепких руд при нормальном коэффициенте разрыхления (kр = 1.3-1.4), m = 0.4-0.5; при умеренном уплотнении (kр = 1.2),  m = 0.55-0.65;  при сильно уплотненной руде (kр = 1.1-1.15),  m = 0.9-1];  а, b - расстояния между выпускными отверстиями в плане во взаимно перпендикулярных направлениях,  м; s - площадь выпускного отверстия, м2.

При бедной руде желательно минимальное разубоживание:

    р = рmin;                 n = (0.6÷.0.8)(1 - kчр) - pmin ,                                      (5.6)

В выражениях  (5.4) и (5.6) меньшие значения численных коэффициентов перед скобками соответствуют kчр = 0.3-0.4,  а большие - kчр = 0.6-0.7.

При выемке междукамерных целиков и потолочин массовым  обрушением  с  отбойкой руды скважинными зарядами на открытые камеры, расположенные по простиранию и вкрест простирания, потери и разубоживание соответственно равны 0.46-0.4; 0.38-0.35 и 0.14; 0.12.

Как правило показатели извлечения на различных стадиях отличаются друг от друга, поэтому требуется определять средневзвешенные показатели по блоку (панели).  Такие расчеты удобней вести  в табличной форме (см.табл.2. Приложение 2) [6].

Исходные данные для расчета: итоговые показатели объемов добычи по стадиям работ (табл.1. Приложение 2); показатели потерь и разубоживания по стадиям работ (пользуются данными из практики  для  аналогичных условий или определяются расчетом).

Подготовительно-нарезные работы.  Потери руды принимают равными 0. Общее разубоживание определяют по формуле

                        р = (7 - 8)/7 ,                                                                        (5.7)

где цифрами обозначены итоги граф 7 и 8 табл.1. приложения 2 по разделу "Подготовительно-нарезные работы".

Очистные работы. Показатели извлечения можно принимать такими же, как при разработке рудных тел принятой системой разработки в аналогичных условиях, или они могут быть определены расчетом.

Целики. Для неотрабатываемых целиков n = 1,  р = 0,  kи =  0. Для  отрабатываемых  целиков показатели извлечения принимаются по аналогии с отработкой целиков в аналогичных условиях.

Средние показатели  извлечения по стадиям и по системе в целом определяются расчетным путем на основании  известных  величин промышленных и извлекаемых запасов и количества добываемой рудной массы.  Расчетные формулы  указаны  индексами  в  соответствующих строчках граф, табл.2. приложения 2

6. ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ

По результатам проведенных расчетов, по каждому переделу горных работ определяются объем и продолжительность работ, количество горнорабочих и необходимое количество оборудования.

Объем отбиваемой руды принимается: при шпуровой отбойке равным объему уступа или слоя, при скважинной послойной отбойке равным 2-6 слоям, при массовом обрушении – равным объему обрушаемого блока.

При определении объемов и продолжительности работ по выпуску и доставке рудной массы необходимо учитывать разрыхление отбитой руды. Расстояние доставки руды от блока до капитального рудоспуска принимать в пределах от 100 до 400 м.

Определяется состав бригады горнорабочих очистного забоя. Взрывники, как правило, в состав бригады не включаются.  

Общая продолжительность цикла определяется как сумма времени, затраченного на выполнение  отдельного технологического процесса, в мин., час., смен., или сут.:

                                                                     (6.1)

где: tб  - продолжительность бурения;

      tвз  время на заряжание и взрывание;

      tпр – продолжительность проветривания. Время проветривания после взрывных работ при шпуровой отбойке принимается не менее 30 мин., при скважинной послойной отбойке не менее 1 часа в межсменный перерыв, при системах с массовым обрушением – не менее 1 смены.

      tд – затраты времени на доставку отбитой рудной массы;

      tвд – время на дробление негабаритов. Приближенно можно принять

                                        ,

где nнг – выход негабарита в %;

      tкр – время на крепление или закладку очистного пространства;

      tвс – время на вспомогательные работы. Учитывает перемещение оборудования, доставку материалов, наращивание коммуникаций и др.Принимается как

                                      

Результаты расчетов представляются в виде графика организации работ (цикличности).

                             ЛИТЕРАТУРА

    1. Методические указания  по установлению размеров камер и целиков при камерных системах разработки/ Нестеренко Г.Т.,  Скозобцев Б.С., Палий В.Д. и др. - Л.: ВНИМИ, 1972.

    2. Борисенко С.Г., Комский Е.И. Расчет на прочность элементов блоков при разработке рудных месторождений.  Киев: Техника, 1973.

    3. Авершин С.Г.  Вопросы определения параметров камерных систем разработки полезных ископаемых./ Методы  определения  размеров опорных целиков и потолочин. М. :Недра, 1962 С.9-16.

    4. Волощенко В.П., Чирва А.Г., Богданов П.А. и др. Изменение напряженно-деформированного состояния  горного  массива  по  мере развития очистной выемки на Запорожском  железорудном  комбинате// Научно-технические проблемы освоения КМА.  М.: 1977. С 27-33.

    5. Агошков М.И. Конструирование и расчеты систем и технологии разработки рудных месторождений.  М.: Недра, 1965.

    6. Баранов А.О.  Расчет параметров технологических  процессов подземной добычи руд. М.: Недра, 1985. 224 с.

    7.Мосинец В.Н.,  Пашков А.Д., Латышев В.А. Разрушение горных пород. М.: Недра, 1975.

    8. Проектирование взрывных работ/ Кутузов Б.Н.,  Валухин Ю.К., Давыдов С.А. и др. М.: Недра, 1974.

    9. Перечень рекомендуемых промышленных взрывчатых материалов. М.: Недра. 1977.

    10. Нурмухамедов Ю.К.  Примеры и задачи по технологии горного производства. М.: Недра. 1973.

    11.Методы и средства взрывной отбойки руд. М.: Недра. 1977.

    12. Методические указания по выбору  параметров  буровзрывного  комплекса при  проектировании массовых взрывов на подземных работах/ Машуков В.И.,  Федоренко А.И., Коваленко В.А. и др. М.: Недра, 1973.

    13. Единые нормы  выработки и времени на подземные горные работы для шахт и рудников цветной металлургии. М.: Минцветмет СССР, 1976. Ч.2.

    14. Именитов В.Р.  Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений. М.: Недра, 1984.

    15. Григорьев В.Н.,  Дьяков В.А., Пухов Ю.С. Транспортные машины и комплексы подземных разработок. М.: Недра, 1976.

    16. Иофин С.Л.,  Михайлов В.В.,  Орт В.Г.  Разработка наклонно-падающих рудных  залежей с доставкой руды силой взрыва. М.: ЦНИИцветмет экономики и информации, 1968.

    17.  Инструкция по безопасному применению самоходного (нерельсового) оборудования в подземных рудниках. М.: Недра, 1973.

    18. Нормы технологического   проектирования   горнодобывающих предприятий черной металлургии с подземным способом разработки. Л.: Гипроруда, 1979.

19. Именитов В.Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений: Учебник для вузов. –  М.: Недра, 1984.

20. Агошков М.И., Борисов С.С., Боярский В.А. Разработка рудных и нерудных месторождений. – М.; Недра, 1983.

ПРИЛОЖЕНИЯ

PAGE  41


 

А также другие работы, которые могут Вас заинтересовать

84546. Характер і механізми впливів парасимпатичних нервів на діяльність серця. Роль парасимпатичних рефлексів в регуляції серцевої діяльності 44.78 KB
  Механізм впливів блукаючого нерва на серце пов’язаний із дією медіатора ацетилхоліну на мхолінорецептори КМЦ типових і атипових. В результаті підвищується проникність мембран КМЦ для йонів калію – посилення виходу йонів із клітини за градієнтом концентрації що в свою чергу веде до: розвитку гіперполяризації мембран КМЦ; найбільше цей ефект виражений в клітинах з низьким вихідним рівнем мембранного потенціалу найбільше в вузлах АКМЦ: пазуховопередсердному та передсердношлуночковому де МПС = –60мВ; менше – в КМЦ передсердь; найменше –...
84547. Гуморальна регуляція діяльності серця. Залежність діяльності серця від зміни йонного складу крові 44.41 KB
  Залежність діяльності серця від зміни концентрації йонів в плазмі крові. Найбільше клінічне значення має вплив йонів калію. При гіпокаліємії зниження концентрації йонів калію в плазмі крові нижче 1ммоль л розвиваються різноманітні електрофізіологічні зміни в КМЦ. Характер змін в КМЦ залежить від того що переважає: втрата йонів калію клітинами чи міжклітинною рідиною.
84548. Особливості структури і функції різних відділів кровоносних судин у гемодинаміці. Основний закон гемодинаміки 52.71 KB
  При такому підході видно що кровоносна система є замкненою системою в яку послідовно входять два насоси і судини легень і паралельно – судини решти областей. Судини у системі крові виконують роль шляхів транспорту. Рух крові по судинам описує основний закон гемодинаміки: де Р1 – тиск крові на початку судини Р2 – в кінці судини R тиск який здійснює судина току крові Q – об’ємна швидкість кровотоку об’єм який проходить через поперечний переріз судини за одиницю часу. Отже рівняння можна прочитати так: об’єм крові що проходить...
84549. Значення в’язкості крові для гемодинаміки. Особливості структури та функції різних відділів судинної системи 44 KB
  В’язкість крові залежить від таких 2ох факторів. Від зміни лінійної швидкості руху крові. В’язкість крові складає 45 – 50 умовних одиниць а плазми – 17 – 23 гривні.
84550. Лінійна і об’ємна швидкості руху крові у різних ділянках судинного русла. Фактори, що впливають на їх величину 41.83 KB
  Об’ємна швидкість руху крові – той об’єм крові котрий проходить через поперечний переріз судини за одиницю часу. Замкнута система кровообігу може нормально функціонувати лише при умові що об’ємна швидкість кровотоку в будьякій ділянці однакова. Лінійна швидкість руху крові – швидкість руху частинок крові відносно стінок судини. Оскількм ХОК в різних ділянках однаковий лінійна швидкість кровотоку визначається площею поперечного перерізу.
84551. Кров’яний тиск і його зміни у різних відділах судинного русла 41.24 KB
  Головним фактором який впливає на формування кров’яного тиску є ЗПОзагальний периферичний опір – сумарний опір всіх судин великого кола кровообігу. Він забезпечує падіння тиску крові з 100 в аорті до 0 мм рт. Оцінити внесок судин різних областей в його створення можна по падінню тиску ΔР крові на рівні цих судин так як ΔР = Q R а Q в даний момент часу однаковий в будьякій ділянці судинної системи аорта всі артеріоли всі капіляри всі венули і т. Загальне зниження тиску на ділянці аорта – нижня порожниста вена складає 100 мм.
84552. Артеріальний тиск, фактори, що визначають його величину. Методи реєстрації артеріального тиску 43.25 KB
  Методи реєстрації артеріального тиску.; 4 Середньодинамічний – рівень тиску який забезпечував би ту ж величину ХОК Q яка має місце в реальних умовах якби не було б коливань артеріального тиску. Фактори що визначають величину артеріального тиску: 1. ХОК нагнітальна функція лівого серця – більше впливає на рівень систолічного тиску; 2.
84553. Кровообіг у капілярах. Механізми обміну рідини між кров’ю і тканинами. 43.5 KB
  Механізми обміну рідини між кров’ю і тканинами. Кількість речовин які ідуть за механізмом дифузії з капіляра в капіляр однакові Час протягом якого кров перебуває в капілярі достатня для того щоб повністю вирівнялись концентрації різних речовин в крові і в інтерстеціальної рідини. В капілярах відбувається обмін рідини між кров’ю та тканинами також за механізмом фільтраціїрезорбції. При цьому рух рідини через стінку капіляра проходить за градієнтом концентрації який утворюється внаслідок складання чотирьох сил: Ронк.
84554. Кровоток у венах, вплив на нього гравітації. Фактори, що визначають величину венозного тиску 43.4 KB
  Фактори що визначають величину венозного тиску. Фактором який викликає розтягування вен і депонування в них крові є трансмуральний тиск різниця гідростатичного тиску крові та оточуючих тканин. Трансмуральний тиск значно зростає у венах розміщених нижче серця при вертикальній позі людини оскільки до власного гідростатичного тиску крові створюється насосною функцією серця приєднується гідростатичний тиск стовпа рідини у венах. Збільшення трансмурального тиску розтягує вени і сприяє депонуванню крові при переході з горизонтального...