Главная страница
Навигация по странице:

  • 3 Классификация методов регулирования дробления горных пород взрывом.

    		•

    Лекция+8+Регулирование+степени+дробления+горных+пород. 1 Степень дробления горных пород взрывом и методы ее определения


    Скачать 0.79 Mb.
    Название1 Степень дробления горных пород взрывом и методы ее определения
    Дата23.06.2022
    Размер0.79 Mb.
    Формат файлаdoc
    Имя файлаЛекция+8+Регулирование+степени+дробления+горных+пород.doc
    ТипДокументы
    #611296

    1 Степень дробления горных пород взрывом и методы ее определения.

    Наиболее полно степень дробления (кусковатость) характери­зуется гранулометрическим составом взорванной горной массы, определение которого на практике весьма трудоемко. Поэтому при буровзрывных работах для оценки качества взрыва применяют следующие ха­рактеристики: выход негабаритных кусков (по объему и по числу) и их гранулометрический состав; число негабаритных кусков на 1 м3 горной массы; выход мелких кусков (мелочи); средний диа­метр куска горной массы.

    Опыт показывает, что наиболее существенно на качество взрыва влияет выход крупных негабаритных кусков пород, от которых зависят производительность и надежность работы погрузочного и транспортного оборудования, расходы на вторичное дробление.

    Поэтому на практике качество взрыва принято оценивать прежде всего процентом выхода негабаритных кусков породы при взрыве.

    Применяются следующие методы определения выхода крупной негабаритной фракции породы.

    1. Поштучный учет (обмер) всего негабарита, подлежащего вторичному взрыванию.

    2. Планиметрические методы измерения, при которых выход негабарита определяется как отношение суммарной площади не­габаритных кусков в плане к общей площади, на которой произ­водятся измерения. Удобнее вместо замеров на развале фотогра­фировать его и делать последующий анализ фотографий. В этом случае метод называют фотопланиметрическим.

    Определение гранулометрического состава отбитой руды в навале может производиться с помощью линейного варианта фотопланометрического метода, предложенного профессором Л.И. Бароном.

    Навал породы в камере фотографируется с масштабными рейками с разметкой 200х200 мм, по которым на навал наносится масштабная сетка.

    Гранулометрический состав породы, в соответствии с рисунком 1, разбивают на фракции:

    I фракция – до 100 мм

    II фракция – от 101 до 200 мм

    III фракция – от 201 до 300 мм

    IV фракция – от 301 до 400 мм

    V фракция – от 401 до 500 мм

    VI фракция – более 500 мм


    Рисунок 1 - Фотография навала пустой породы с масштабной рейкой (размер отрезков масштабной рейки 200х200 мм).
    Кусковатость породы оценивается величиной диаметра среднего куска породы, определенного по правилу средневзвешенного по диаметрам фракций:
    мм,



    где - средний диаметр, мм;

    - выходы фракций в процентах;

    - соответствующие диаметры фракций, мм.

    Выход каждой фракции определяется по формуле:
    %,
    где - суммарная площадь i-ой фракции, подсчитанная по фотографии, см2;

    - площадь развала на фотографии в границах сетки, см2.

    3. Количественный метод, при котором подсчитывается число негабаритных кусков, находящихся на анализируемой площади.

    Число штук негабарита на 1 м3 горной массы вычисляется по фор­муле:
    ,
    где п - число негабаритных кусков на площади замера , м2.

    Выход негабарита


    4. Линейный метод. По развалу взорванной горной массы на равных интервалах через 8-10 м натягивают ленты и измеряют длину всех крупных кусков, попавших на ленту. Выход негаба­рита (%) определяется как отношение суммарной длины крупных негабаритных кусков к общей длине линии и выражается в процентах:


    5. Ситовой анализ применяется для оценки гранулометриче­ского состава взорванной породы. Средний диаметр (размер) куска горной массы определяется по формуле
    ,
    где - выход кусков данной фракции, %; - диаметр сред­него куска данной фракции (середина класса), см.
    3 Классификация методов регулирования дробления горных пород взрывом.

    На основе теоретических исследований и опытных взрывов принято классифицировать известные в настоящее время способы управления дроблением массива горных пород по нескольким признакам:

    1. Регулирование воздействия взрыва отдельного заряда на массив горных пород в зоне регулируемого дробления за счет изме­нения: расчетного удельного расхода ВВ, типа применяемого ВВ, плотности заряжания, конструкции заряда, направления иници­ирования сплошного заряда, порядка инициирования частей рас­средоточенного заряда, длины забойки и ее качества, диаметра заряда.

    При изменении характера действия заряда в зоне регулируе­мого дробления изменяются ее размеры, большая или меньшая часть энергии передается в зону практически нерегулируемого дробления, меняются соотношения между размерами этих зон и интенсивность дробления массива.

    2. Регулирование воздействия на массив горных пород в зоне практически нерегулируемого давления, достигаемое за счет взаимо­действия рядом расположенных зарядов и групп зарядов путем изменения: сетки расположения и числа рядов скважин, интерва­лов замедления и последовательности взрывания зарядов, высоты уступа, схем расположения скважин на уступе.

    Все методы, влияющие на регулирование дробления, можно разделить на два класса: к первому классу относят методы, обеспечивающие дробление любой требуемой интенсив­ности; ко второму - позволяющие изменить интенсивность дроб­ления в ограниченных пределах и не исключающие выхода нега­баритной фракции породы. К первому классу относят расчетный удельный расход ВВ, диаметр и сетку расположения скважин; к методам регулирования второго класса относят приме­нение различных типов ВВ (гранулированных, водосодержащих с различной скоростью детонации, плотностью и объемной кон­центрацией энергии; рассредоточение зарядов породными, воздуш­ными, водяными промежутками); зарядов с воздушными или водя­ными промежутками в перебуре или между зарядом и забойкой; короткозамедленное инициирование отдельных частей рассредо­точенных зарядов; инициирование сплошных скважинных зарядов по различным схемам; применение парносближенных скважин, высоких уступов; зарядов различных длины и диаметра; выбор рациональных схем короткозамедленного взрывания; предварительное схлопывание трещин опережающим взрывом скважин по контуру взрываемого блока; взрывание в зажатой среде. Методами второго класса можно уменьшить выход негабаритной фракции в пределах 10-40% от первоначального.

    В настоящее время на подземных рудниках с целью улучшения показателей БВР намечено производство патронированной забойки из гидропасты. С целью улучшения санитарно-гигиенических условий при изготовлении и обращении с гидропастой ее изготовляют в виде гидрогели кремниевой кислоты (жидкое стекло, сернокислый аммоний и вода). Применение гидропаст позволит предотвратить взрывы взрывоопасной шахтной среды, подавить ядовитые газы и пыль (окись углерода на 30-70%, окислы азота на 20-60%, сернистый газ на 80-95%, пыль на 40-60%) и улучшить технико-экономические показатели буро-взрывных работ за счет повышения коэффициента использования шпура на 10-20%. Эксплуатационные затраты на приготовление гидропасты представлены на рисунке 2.

    Экономическая эффективность внедрения гидропасты на подземном руднике очевидна (рисунок 3).
    1 - гидропаста; 2 - силикат натрия; 3 - сернокислый аммоний; 4 - вода; 5 - полиэтиленовая пленка; 6 - гранулит А6; 7 - повергель; 8 - СИНВ-Ш (7 м); 9 - СИНВ-Ш (4,5 м); 10 - аммонит № 6ЖВ (вторичное дробление); 11 - буровая сталь L = 4,915 м; 12 - буровая сталь L = 3,005 м; 13 - буровые коронки
    Рисунок 2 - Эксплуатационные затраты на приготовление гидропасты
    Основные технологические процессы добычи руды в очистном блоке оказывают существенное влияние на эффективность отработки месторождения.

    Уровневая декомпозиция технологических процессов добычи руды, например, процесса доставки отбитой руды самоходными ПДМ в пределах очистного блока, в соответствии с таблицей 1-2, может быть представлена в следующем виде.



    Рисунок 3 - Потоки денежных средств (Cashflow) при внедрении на

    подземном руднике гидропасты.
    Таблица 1 - Основные технологические процессы добычи руды в очистном блоке


    Наименование

    агента
    Наименование
    Номер
    Состояние

    Агент 1
    Проведение и поддержание подготовительно-нарезных выработок
    1
    Проектирование

    Агент 2
    Отбойка рудного массива
    2
    Проектирование

    Агент 3
    Ликвидация зависаний и вторичное

    дробление
    3
    Проектирование

    Агент 4
    Доставка отбитой руды
    4
    Проектирование

    Агент 5
    Проветривание выемочной единицы
    5
    Проектирование

    Агент 6
    Поддержание выработанного пространства
    6
    Проектирование


    Дальнейшая декомпозиция процесса доставки руды самоходными ПДМ в пределах очистного блока, в соответствии с таблицей 3, имеет следующий вид.
    Таблица 2 - Схема процесса доставки отбитой руды самоходными ПДМ


    Наименование

    агента
    Наименование
    Номер

    Агент 4
    Погрузка отбитой руды
    4 - 1

    Доставка отбитой руды
    4 - 2

    Разгрузка отбитой руды
    4 - 3

    Подчистка днища выемочной единицы перед закладкой выработанного пространства
    4 - 4

    Таблица 3 - Декомпозиция процесса доставки руды самоходными ПДМ в пределах очистного блока


    Наименование

    агента
    Наименование
    Зависимость
    Номер

    Агент 4 – 1

    qп = Ек·γр·кн /tн·кр
    Диаметр среднего куска руды
    tн = a1dср+b1– для ПДМ Торо-1400

    tн = а2dср+b2–для ПДМ Cat R-1700

    в ограничениях 200 мм ≤ dср ≤ 600 мм

    Кр = (s · dср ζ) Ψ,

    в ограничениях 3,8м3 ≤Ек≤ 5,4 м3;

    200 мм ≤ dср ≤ 600 мм

    Кн = ,

    в ограничениях 200 мм ≤ dср ≤ 600 мм,

    3,8 м3 ≤ Ек ≤ 5,4 м3
    4-1-1

    Выход негабарита
    tн = p1 n + q1 - для ПДМ Торо-1400

    tн = p2n+ q2– для ПДМ Cat R-1700

    в ограничениях 5% ≤ n ≤ 30%
    4-1-2

    Соотношение длины ПДМ и длины погрузочного заезда, ширины доставочной выработки, угла сопряжения погрузочного заезда с доставочной выработкой
    tн=63,137(Lпдм/Lпз+½Вв)1,631при αпз = 60о

    tн=64,666(Lпдм/Lпз+½Вв)1,736при αпз = 70о

    tн=68,583(Lпдм/Lпз+½Вв)1,842при αпз = 80о

    tн=80,364(Lпдм/Lпз+½Вв)1,263при αпз = 90о

    в ограничениях: Lпдм = 9,24 м;

    7,75м≤ Lпз ≤ 10,50 м; 4,35м≤Вв≤4,50 м;

    600 ≤ αпз ≤ 900

    tн=57,489(Lпдм:Lпз+½Вв)1,42при αпз = 60о

    tн=63,263(Lпдм:Lпз+½Вв)0,78при αпз = 70о

    tн=68,174(Lпдм:Lпз+½Вв)1,16при αпз = 80о

    tн=83,968(Lпдм:Lпз+½Вв)0,6 при αпз = 90о

    в ограничениях: Lпдм = 10,50 м;

    7,75м ≤Lпз≤10,50м; 4,35м≤Вв≤4,50м;

    600 ≤ αпз ≤ 900
    4-1-3

    Соотношение ширины погрузочной выработки к ширине ковша ПДМ
    tн = χ (Вв:Вк)σ

    в ограничениях 4,35 м ≤ Вв≤4,50 м;

    2,69 м ≤ Вк ≤ 2,98м
    4-1-4

    Технические характеристики ПДМ (напорное усилие, емкость ковша)
    Ек = 3,8м3 –Торо-400 Ек=4,8м3- СаtR-1700 Ек=5,4 м3 –Торо-1400
    4-1-5

    Применение ДУ
    tнду = tн + tман
    4-1-6

    Плотность руды
    Рв – Zn γ = 4,4 т/м3

    Cu– Zn γ = 4,3 т/м3
    4-1-7

    Агент 4-2

    tд =

    Расстояние доставки
    tд = в ограничениях 50 м ≤ Lд ≤ 300 м
    4-2-1

    Агент 4-3

    tр= (0,023dср–2,766)·∂
    Диаметр среднего куска руды
    tр = (0,023 · dср – 2,766) в пределах

    200 мм ≤ dср ≤ 600 мм
    4-3-1

    Условия разгрузки ковша
    tр=(0,023dср – 2,766) ∂, ∂=1,0; ∂= 1,15
    4-3-2

    Агент 4-4

    tнду = tн + tман
    Применение ДУ
    tнду = tн + tман
    4-4-1


    Как было отмечено выше, оптимальные схемы доставки руды в очистном блоке, обеспечивающие стабильную работу горного предприятия в условиях рынка, целесообразно определять на основе систем­ного и комплексного подходов при взаимосвязанном рассмотрении технологических процессов добычи и доставки руды и выбора их оптимальных значений на базе оценки экономических и технологических решений.

    На эффективность процесса «Доставка отбитой руды» (Агент 4) наиболее существенное влияние оказывают процессы «Проведение и поддержание подготовительно-нарезных выработок» (Агент 1) и «Отбойка рудного массива» (Агент 2).

    Зависимость производительности ПДМ на доставке отбитой руды от выхода негабарита по данным многих авторов имеет гиперболический вид. Зависимость выхода негабарита от величины удельного расхода ВВ на отбойку по данным ряда авторов (В.Г. Береза, В.И. Терентьев, А.М. Сиразутдинов, В.А. Шестаков, Л.И. Барон) имеет следующий вид:
    ,

    где - эмпирические коэффициенты, отличающиеся в зависимости от горнотехнических условий (крепость пород или руд, работоспособность ВВ, величина кондиционного куска и др.);

    - удельный расход ВВ на отбойку, кг/т.


    Д.М. Бронников данную зависимость представляет в следующем виде:


    где - угловой коэффициент, кг/т.

    Н.Г. Дубинин и В.П. Рябченко данную зависимость представляет в следующем виде:

    где - эмпирические коэффициенты, учитывающие величину диаметра скважин.

    Как отмечено В.А. Шестаковым, зная зависимости выхода негабаритов от удельного расхода ВВ на отбойку и размера кондиционного куска, можно для любых горнотехнических условий установить связь выхода негабарита от удельного расхода ВВ, диаметра скважин и размера кондиционного куска.

    На выход негабарита или диаметр среднего куска отбитой руды наибольшее влияние оказывают следующие показатели: работоспособность применяемого ВВ, схема инициирования зарядов ВВ, сетка скважин, диаметр скважин, класс руд по взрываемости, количество обнаженных плоскостей, удельный расход ВВ.

    Для практического применения принята межотраслевая классификация по взрываемости, приведенная в таблице 4.
    Таблица 4 - Межотраслевая классификация пород по взрываемости


    Классы по взрывае-

    мости
    Расчетный

    удельный расход ВВ для открытых работ, кг/м3
    Расстояние между естественными трещинами всех систем в массиве, м
    Содержание в массиве отдельностей (%) размером, мм.
    Предел прочности пород при сжатии, МПа.
    Плотность пород и руд, т/м3
    Категория по единой шкале бури-мости

    +500
    +1500

    I
    0,12-0,18
    <0,10
    0-2
    0
    10-30
    1,40-2,0

    V-VIII

    II
    0,18-0,27
    0,05-0,25
    2-16
    0
    20-45
    1,75-2,3
    VII-X

    III
    0,27-0,38
    0,20-0,50
    10-52
    0-1
    30-65
    2,25-2,25
    IX-XII

    IV
    0,38-0,52
    0,45-0,75
    45-80
    0-24
    50-80
    2,50-2,80
    XI-XIII

    V
    0,52-0,68
    0,70-1,00
    75-98
    2-15
    70-120
    2,75-2,90
    XIII-XV

    VI
    0,68-0,88
    0,95-1,25
    96-100
    10-30
    110-160
    2,85-3,00
    XIV-XVI

    VII
    0,88-1,10
    1,20-1,50
    100
    25-47
    145-205
    2,95-3,20
    XV-XVIII

    VIII
    1,10-1,37
    1,45-1,70
    100
    43-63
    195-250
    3,15-3,40
    XVII-XX

    IX
    1,37-1,68
    1,65-1,90
    100
    58-78
    235-300
    3,35-3,60
    XIX-XX

    X
    1,68-2,03
    ≥1,85
    100
    75-100
    ≥285
    ≥3,5
    XX


    Расчетные значения линии наименьшего сопротивления для условий Малеевского рудника ЗГОК АО «Казцинк», определенные специалистами института «ВНИИцветмет», представлены в таблице 5.
    Таблица 5 - Расчетные значения линии наименьшего сопротивления

    Тип ВВ
    Значения л.н.с., м

    средне взрываемые полиметаллические руды
    трудно взрываемые медно-цинковые руды

    Аммонит 6ЖВ
    2,5
    2,3

    Гранулит АС-8 (при плотности заряжания 1,1 г/см3)
    2,7
    2,5

    АС-ДТ (при плотности заряжания 1,1 г/см3)
    2,4
    2,2


    Схемы разбуривания рудного массива для расчета удельного расхода ВВ представлены на рисунках 4 - 6.


    Рисунок 4 - Схема разбуривания слоя № 1 (при расположении бурового орта в центре камеры)

    Рисунок 5 - Схема разбуривания слоя № 2 (при расположении буровых ортов по бортам камеры)

    Рисунок 6 - Схема разбуривания слоя № 3 (при расположении бурового орта по борту камеры)
    Расчет удельного расхода ВВ при различных схемах разбуривания рудного массива выполнен для следующих условий: диаметр скважин - 110 мм, сетка скважин 2,5 x 2,5 м, размеры отбиваемого слоя - 20 x 12,5 м, плотность руды - 4,35 т/м3, плотность заряжания - 1100 кг/м3, размер кондиционного куска руды - 600 х 600 х 600 мм.

    Масса ВВ в 1 м скважины определяется по формуле:

    где - диаметр скважины, м;

    - плотность заряжания, кг/м3.

    Данные расчетов и хронометражных наблюдений сведены в таблицу 6.6.

    Таблица 6 - Основные показатели БВР при различных вариантах веерного расположения скважин диаметром 110 мм


    Вариант отбойки
    Количество скважин,

    штук
    Объем бурения скважин, м
    Объём отбойки, м3
    Вес заряда ВВ в веере, кг
    Удельный расход ВВ, кг/м3
    Выход руды с 1 м скважины, м3/м
    Выход негабарита, %

    Схема № 1
    19
    169,6
    625
    1770
    2,83
    3,68
    9,3

    Схема № 2
    20
    156
    625
    1628
    2,60
    4,00
    14,6

    Схема № 3
    14
    184
    625
    1920
    3,07
    3,39
    8,2


    Зависимость выхода негабарита от удельного расхода ВВ при различных схемах разбуривания рудного массива имеет следующий вид:

    в пределах 2,60 ≤ ≤ 3,07, ≥ 600 мм,
    где - удельный расход ВВ на отбойку руды, кг/м3;

    - эмпирические коэффициенты, численно равные, соответственно, 5194 и 6,04.

    Данная зависимость представлена на рисунке 7.



    Рисунок 7 - Зависимость выхода негабарита от удельного расхода ВВ при размере кондиционного куска руды 600 мм
    Качество дробления рудного массива определяется зависимостью диаметра среднего куска отбитой руды от удельного расхода ВВ при различных схемах разбуривания рудного массива и имеет следующий вид:

    в пределах 2,60 ≤ ≤ 3,07,
    где - эмпирический коэффициент, численно равный 0,95.

    Данная зависимость представлена на рисунке 8.



    Рисунок 8 - Зависимость диаметра среднего куска отбитой руды от удельного расхода ВВ
    Как было показано выше и в соответствии с рисунком 9, размер диаметра среднего куска отбитой руды оказывает непосредственное влияние на продолжительность наполнения и разгрузки ковша ПДМ, коэффициенты разрыхления отбитой руды и наполнения ковша ПДМ, а также на удельный расход ВВ на отбойку и вторичное дробление. Размер диаметра среднего куска отбитой руды через удельный расход ВВ на отбойку напрямую зависит от схемы расположения буровых выработок и в конечном итоге предопределяет уровень затрат на подготовительно-нарезные и буровые работы.

    Продолжительность заряжания взрывных скважин определится из выражения:

    где - норма выработки на механизированное заряжание скважин;

    - количество зарядных установок;

    - вес заряда в скважинах.

    Продолжительность бурения скважин определится из выражения:

    где - норма выработки на бурение скважин;

    - количество буровых станков;

    - объем бурения скважин.

    где - суммарная длина скважин в веере;

    - длина камеры (при отработке камеры вкрест простирания рудного тела равна горизонтальной мощности рудного тела);

    - линия наименьшего сопротивления (расстояние между рядами скважин);

    - ширина отрезной щели.


    Рисунок 9 - Схема влияния размера кусковатости отбитой руды на основные показатели технологических процессов добычи руды
    Продолжительность проведения и крепления горных выработок определится следующим образом:

    где - суммарная длина буровых выработок (с учетом различных сечений выработок);

    - норма выработки на проведение и крепление горных выработок;

    - количество буровых установок и установок для крепления горных выработок.

    Продолжительность погрузки отбитой руды самоходными ПДМ определится по формуле:

    где - объем товарной руды;

    - емкость ковша;

    - коэффициент загрузки ковша по объему;

    - коэффициент разрыхления;

    - продолжительность наполнения ковша;

    - продолжительность рабочей смены.


    где - параметры камеры;

    - коэффициент извлечения руды;

    - разубоживание отбитой руды.

    Продолжительность вторичного дробления негабаритных кусков руды бутобоями определится из выражения:


    где - норма выработки на вторичное дробление негабарита;

    - количество установок для механического дробления негабаритов (бутобоев);

    - выход негабарита.

    При взрывном дроблении негабаритов нормы выработки корректируются.

    Затраты на заряжание скважин определятся по формуле:

    где - удельные затраты на реновацию и капитальные ремонты зарядного оборудования;

    - удельные затраты на заработную плату операторов зарядных машин - взрывников;

    - удельные затраты на материалы (взрывчатые вещества, средства инициирования);

    - удельные затраты на сжатый воздух;

    - удельные затраты на текущие ремонты зарядного оборудования.

    Затраты на бурение скважин определятся из выражения:

    где - удельные затраты на реновацию и капитальные ремонты бурового оборудования для бурения скважин;

    - удельные затраты на заработную плату машинистов буровых установок;

    - удельные затраты на материалы (буровые штанги, коронки);

    - удельные затраты на электроэнергию;

    - удельные затраты на текущие ремонты бурового оборудования.

    Затраты на проведение и крепление выработок определятся из выражения:

    где - удельные затраты на реновацию и капитальные ремонты бурового оборудования для бурения шпуров;

    - удельные затраты на заработную плату машинистов буровых установок;

    - удельные затраты на материалы (буровые штанги, коронки, взрывчатые вещества, средства инициирования, горюче-смазочные материалы);

    - удельные затраты на электроэнергию;

    - удельные затраты на текущие ремонты бурового оборудования.

    Затраты на погрузку отбитой рудной массы определятся по формуле:

    где - удельные затраты на реновацию и капитальные ремонты погрузочного оборудования;

    - удельные затраты на заработную плату машинистов ПДМ;

    - удельные затраты на материалы (горюче-смазочные материалы, шины);

    - удельные затраты на текущие ремонты ПДМ,

    - продолжительность рейса самоходной ПДМ.

    Затраты на разгрузку отбитой рудной массы определятся по формуле:

    Затраты на вторичное дробление определятся по формуле:

    где - удельные затраты на реновацию и капитальные ремонты бутобоев;

    - удельные затраты на заработную плату машинистов бутобоев;

    - удельные затраты на материалы (горюче-смазочные материалы, шины);

    - удельные затраты на текущие ремонты бутобоев.

    При взрывном дроблении негабаритов учитываются затраты на амортизацию бурового оборудования (при ликвидации негабаритов внутренними зарядами ВВ), заработную плату бурильщиков шпуров и взрывников, материалы (взрывчатые вещества, средства инициирования), текущие ремонты бурового оборудования.

    Интенсивность отработки выемочной единицы можно выразить в следующем виде:

    где - коэффициент, учитывающий возможность совмещения выполнения отдельных технологических процессов.

    Объем годовой добычи руды определится по формуле:
    ,
    где - количество рабочих дней в году;

    - количество смен в сутки.

    Суммарные затраты на очистную выемку определятся из выражения:

    Оптимальное значение размера диаметра среднего куска отбитой руды предлагается определять из следующего выражения:

    где - прибыль от реализации товарной продукции;

    - отпускная стоимость многокомпонентной рудной массы;

    - годовая добыча товарной руды при различных размерах диаметра кондиционного куска отбитой руды.

    Подставляя в вышеприведенную формулу значения , определенные при различных значениях , и добиваясь при этом максимального значения прибыли от реализации товарной продукции, возможно выявлять оптимальное значение размера диаметра среднего куска отбитой руды.

    На основании изложенной методики мультиагентной системы с использованием современных компьютерных технологий нами разработан программный комплекс автоматизированного проектирования схем доставки отбитой руды самоходными ПДМ (« – схемы доставки») в условиях подземных рудников на базе прогрессивной технологии «Метод агента», который позволяет прогнозировать и оптимизировать показатели работы самоходного погрузочно-доставочного оборудования, ускоряет и значительно упрощает процесс проектирования.

    Таким образом, используя предложенную методику возможно оптимизировать конструктивные параметры схем доставки отбитой руды самоходными ПДМ в пределах выемочного блока.

    написать администратору сайта