qэ = 2*10-1(125 + 19,2 + 10,8 + 2,5·9,8) = 24,5 г/м3;

Определяем проектный удельный расход ВВ по формуле:

qп = qэ * Квв * Кд * Ктр * Ксз * Ку * Коп, г/м3; (3.4) [II]

где: Квв - переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ

(аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере:

Квв = 1,2;

Кд - коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:

Кд = 0,5/dср;

где: dср - требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м:

dср = (0,1…0,2)*, м;

где: Е - емкость ковша применяемой модели экскаватора (ЭКГ-6,3УС), м3: 6,3 м3;

dср = 0,2*= 0,36 м;

Кд = 0,5/0,36 = 1,47;

Ктр - коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещиноватостью породы:

Ктр = 1,2*lср +0,2;

где: lср - средний размер структурного блока в массиве: lср = 0,7 м;

Ктр = 1,2*0,7 + 0,2 = 1,4;

Ксз - коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда в скважине: Ксз = 1,1;

Ку - коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:

Ку = , при Ну?15 м;

где: Ну - высота уступа: Ну = 10 м;

Ку = = 1,2;

Коп - коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем характерным для короткозамедленного многорядного взрывания:

Коп = 3,5;

qп = 24,5*1,2*1,47*1,4*1,1*1,2*5,5 = 232,9 г/м3;

Определяем глубину скважины по формуле:

Lс = Hу/sinв + lп, м; (3.5) [II]

где: в - угол наклона скважины к горизонту: в = 90°;

lп - перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:

lп = (10ч15)*dскв, м;

где: dскв - диаметр скважины, dскв = 0,243 м:

lп = 10*0,243 = 2,43 м;

Lс = 10/1 + 2 = 12 м;

Определяем длину забойки по формуле:

lзаб = (20ч35)*dскв, м; (3.6)[II]

lзаб = 25*0,243 = 6 м;

Определяем длину заряда по формуле:

lзар = Lc - lзаб, м; (3.7)[II]

lзар = 12 - 6 = 6 м;

Определяем вместимость скважины по формуле:

с = р*dc2*Д/4, кг/м; (3.8)[II]

где: Д - плотность заряжания ВВ в скважине: при ручном заряжании Д = 900…1000 кг/м3;

с = 3,14*0,2432*1000/4 = 46,3 кг/м;

Определение линии наименьшего сопротивления:

Исходя из качественной проработки подошвы уступа, величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле С.А. Давыдова:

м; (3.9)[II]

где: Кm - коэффициент, учитывающий трещеноватость породы в массиве:

Кm = 1,1;

= 8,2 м;

Исходя из условия достижения требуемой степени дробления породы, линия наименьшего сопротивления по подошве уступа составит:

м; (3.10)[II]

10,8 м

Исходя из условий обеспечения безопасного обуривания уступа (только при вертикальных скважинах), величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле:

м; (3.11)[I]

5,7 м;

Бурение вертикальных скважин допускается, т.к. минимальное из значений W1 и W2 соответствует условию безопасности ведения буровых работ.

Определяем расстояние между скважинами в ряду по формуле:

а = m*М, м; (3.12)[I]

а = 1*8,2 = 8,2 м;

Определяем расстояние между рядами скважин при квадратной сетке по формуле:

b = а, м; (3.13)[I]

b = 8,2 м;

Определяем ширину развала взорванной массы при многорядном короткозамедленном взрывании по формуле:

Вм = кз*Во + (nр - 1)*b, м; (3.14)[II]

где: nр - число рядов скважин, nр =3;

кз - коэффициент, зависящий от интервала замедления, кз = 0,85;

Во - ширина развала взорванной горной массы при однорядном взрывании:

Во = кв*кb*Hу, м; (3.15)[II]

где: кв - коэффициент, учитывающий наклон скважин:

кв = 1 + 0,5*sin2(90-в);

кв = 1 + 0,5*0 = 1;

кb - коэффициент, учитывающий взрываемость породы, кb = 2ч2,5;

Во = 1*2*10 = 18,1 м;

Вм = 0,85*18,1 + (3-1)*8,2 = 31,8 м;

Определяем высоту развала по формуле:

Нр = (0,8ч1)* Hу, м; (3.16)[II]

Нр = 0,9*10 = 9 м;

Определяем средний выход взорванной массы по формуле:

, м/м3; (3.17)[II]

= 59,3 м/м3;

Определяем необходимое количество буровых станков по формуле:

N = П·К/(Qсм·n·nгод·V), ед.; (3.18)[IV]

где: П - производительность карьера по горной массе, П = 2430 тыс. м3/год;

К - коэффициент резерва станков, К = 1,2ч1,25;

n - число смен работы станков в сутки, n = 3;

nгод - число рабочих дней бурового станка в году, nгод = 300;

V - выход горной массы с 1 м скважины:

V = а·b/Ну, м3;

V = 8,2·8,2/15 = 4,5 м3;

N = 2430·103·1,2/(44·3·300·4,5) = 2 станка;

Схема к расчету параметров буровзрывных работ

3.2 Определение параметров взрывных работ

Принимая во внимание крепость взрываемых пород, их обводненность и стоимость взрывчатых веществ наиболее рациональным будет применение взрывчатых веществ типа игданит (смесь гранулированной аммиачной селитры и дизельного топлива). Игданиты можно приготовить непосредственно на месте заряжания скважин.

Достоинства: безопасен в обращении, имеет низкую себестоимость, пригоден для механизированного заряжания.

Недостатки: возможность применения только в сухих скважинах, при длительном заряжании частичная потеря взрывчатых свойств.

Определим массу заряда скважины по формуле:

Q = qп·а·W·Hу, кг; (3.19)[V]

Q = 0,2329·8,2·8,2·15 = 235 кг;

Применяем многорядное короткозамедленное взрывание, что обеспечит более высокие технико-экономические показатели взрывных работ, чем при мгновенном взрывании.

Выбираем схему с поперечным врубом. Она обеспечит сокращение ширины развала на 20-30%.

Определяем интервал замедления по формуле:

- при однорядном взрывании:

ф = К·W, мс; (3.20)[I]

где: К - коэффициент, зависящий от взрываемости пород, К = 3ч4;

ф = 3,5·8,2 = 28,7 мс;

- при многорядном взрывании интервал замедления увеличивается на 25%;

ф = 35 мс;

При взрывании используем пиротехнический замедлитель детонирующего шнура КЗДШ-69.

Схема прямого торцового вруба

3.2.2 Выбор способа дробления негабарита

Негабаритные куски при разработке плохо взорванного массива складываются на рабочей площадке экскаватора и подвергаются вторичному дроблению механическим, взрывным или электрофизическим способом.

Мы выбираем взрывной способ разрушения накладными зарядами. В шпур взрывчатое вещество с удельным расходом 2,5-3 кг/м3 располагают слоем 3-5 см и присыпают песком.

Схема взрывного дробления негабаритных кусков.

4. ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ.

4.1 Обоснование вида и типоразмера оборудования

Комплекс основного горного и транспортного оборудования должен обеспечить планомерную, в соответствии с мощностью грузопотока, подготовку пород к выемке, их выемку и погрузку, перемещение, складирование в пределах каждой технологической зоны карьера, в которой формируется грузопоток. При выборе средств выемки и транспорта следует руководствоваться основными требованиями, предъявляемыми к комплексам оборудования:

1. В комплекс оборудования должны входить только машины, паспортные характеристики которых соответствуют горно-технологическим характеристикам пород при выполнении каждого процесса;

2. Комплекс оборудования должен соответствовать принятым системам разработки и вскрытия, размерам и форме карьера, его мощности, сроку строительства и эксплуатации, организационным условиям ведения горных работ;

3. Чем меньшее число действующих машин и механизмов входит в комплекс, тем надежнее, производительнее и экономичнее его работа;

4. Отдельные машины и механизмы комплекса по своим параметрам должны соответствовать друг другу, быть типовыми и серийными, чтобы была возможна замена;

5. Коэффициент резерва мощности и технической производительности отдельных машин по сравнению со среднечасовыми показателями их работы в соответствии с характером горного производства должен быть не более 1.5…1.7 при разработке скальных и разнородных пород и не менее 1.2…1.3 при разработке мягких пород.

Страницы: 1, 2, 3, 4, 5