| Показатели | Диаметр скважины, мм | Длина штанги (м),чис-ло штанг (шт). | Усилие подачи, кН | Максимальная частота вращениядолота, с-1 | Угол накло-на скважины, град | Мощность двигателя, кВт | Скорость передвижения станка, км/ч | Вес станка, т |
| СБШ-250МНА | 245-269 | 8,2-12(4) | 300 | от 0,25 до 2,5 | 0; 15; 30 | 400 | 2,4 | 77 |
Скорость бурения скважины диаметром 20 (мм) буровым станком СБШ-250МНА определяется по формуле:
υб = 2.5*Р0* n в *10-2/(Пб* d р 2 ); (3.17)
где: υб – скорость бурения; пог.м/час
dр=0,250 – диаметр долота; м
Р0=300– усилие подачи штанги на забой; кН/забой
nв =2,5– частота вращения бурового става; с-1
υб =2.5*300*2,5*0.01/((0.250)2*8);
υб =37,5 (пог.м/час).
Определяем сменную производительность бурового станка:
Q см =Кпр[Тсм-(Тп.з.+Тр)]/( to + t в ); (3.18)
где: Кпр=0.8 – коэффициент, учитывающий внутренний простой станка;
Тсм=11 – количество часов в смену; ч
Тп.з.=0.5 – подготовительно-заключительные операции; ч
Тр=1 – время регламентированных перерывов; ч
tв=0.033-0,66 – вспомогательное удельное время бурения скважины (для шарошечных станков); (ч/м)
to – основное удельное время бурения скважины, находится по формуле:
to=1/ υб ; (3.19)
to=1/37,5;
to=0.026 ( ч / м ).
Q см =0.8[11-(0.5+1)]/(0.026+0.05);
Q см =100 (пог.м/смена).
Годовая производительность бурового станка определяется по формуле
; м (3.20)
где: n см =2– число рабочих смен в сутки; шт
N =263 – число рабочих дней станка в году; шт
(пог.м).
При производстве взрывных работ применяются следующие марки ВВ: граммониты – 79/21, ТК-15 и Т-5, эмулин, гранулотол, эмульсолит П-А-20, аммонит №6 ЖВ. В качестве промежуточных детонаторов используются шашки-детонаторы Т-400Г, а при применении СИНВ - С шашки-детонаторы ТГФ-850Э или ТГ-П850. Дробление негабаритов производится накладными зарядами из патронированного аммонита №6ЖВ с диаметром патронов 32; 60 мм и кумулятивными зарядами ЗКП-400.
В зависимости от горно-геологических условий, будут применятся порядные, диагональные и врубовые схемы взрывания, с интервалом замедления 20, 35, 45, 50, 60 мс (при взрывании с применением ДШ). Во внутрискважинных взрывных сетях будут применятся устройства инициирующие с замедлением скважинные СИНВ-С-500; 450; 400; 300. В поверхностных взрывных сетях будут применятся устройства инициирующие с замедлением поверхностные СИНВ-П-42; 67; 109.
С целью достижения необходимого качества дробления, применяются сплошная конструкции скважинных зарядов ВВ. С целью снижения объёмов применения гранулотола, планируется до 80÷85% обводнённых пород рыхлить патронированным эмульсионным ВВ - эмульсолитом П-А-20.
В зависимости от крепости, трещиноватости и прочих параметров все горные породы в карьере распределены на 6 категорий по взрываемости. Каждой категории по взрываемости соответствует определенная величина удельного расхода ВВ на рыхление 1 м3 горных пород, которая изменяется от 0,45 кг/м3 для второй категории до 0,80 кг/ м3 для шестой категории.
Определяем эталонный удельный расход взрывчатого вещества - qэ, (г/м3) по формуле:
q э = 2*10-1( σ сж + σ сдв + σ раст + γ· g ); (3.21)
где: σсж=130 – предел прочности горной породы на сжатие; МПа
σсдв=24 – предел прочности горной породы на сдвиг; МПа
σраст=12 – предел прочности горной породы на растяжение;
МПа
γ = 2,7 – плотность горной породы; т/м3
g = 9,8 – ускорение свободного падения; м/с2
q э = 2*10-1(130 + 24 + 12 + 2,7*9,8);
q э = 39( г/м3).
Определяем проектный удельный расход взрывчатого вещества - qп, (г/м3) по формуле:
q п = q э * Квв * Кд * Ктр * Ксз * Ку * Коп, (3.22)
где: Квв =1,2– переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ (аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере;
Кд – коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:
Кд = 0,5/ d ср, (3.23)
где: dср – требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м
d ср = (0, 1…0, 2)* 
, м (3.24)
где: Е=10 – емкость ковша экскаватора ЭКГ-10, м3
d ср = 0,15* 
= 0,32 ( м).
Кд = 0,5/0,25 = 2.
Ктр - коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещеноватостью породы:
Ктр = 1,2* l ср +0,2 (3.25)
где: l ср – средний размер структурного блока в массиве, l ср = 0,8 м (для среднетрещиноватых);
Ктр = 1,2*0,8 + 0,2 = 1,2
Ксз=1 - коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда в скважине;
Ку - коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:
Ку = 
, при Ну≤15 м (3.26)
где: Ну =10 – высота уступа; м
Ку = 
=1,15
Коп =3.75– коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем для 3 степеней свободы:
q п = 39*1,2*2*1,2*1*1,15*3,75 = 378 ( г/м3).
Определяем глубину скважины (Lс, м) по формуле:
L с = H у / sinβ + l п, (3.27)
где: β =90о– угол наклона скважины к горизонту;
lп – перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:
l п = (10-15)* d скв , м (3.28)
где: dскв – диаметр скважины, dскв = 0,250м;
l п = 15*0,250 = 3.75 (м).
L с = 10/1 + 3.75 = 13.75 (м).
Определяем длину забойки по формуле:
l заб = (20-35)* d скв , (м) (3.29)
l заб = 27*0,250 =6,7 (м)
Определяем длину заряда по формуле:
l зар = Lc - l заб , м (3.30)
l зар = 13.7 – 6,7 = 7 (м).
Определяем вместимость скважины по формуле
ρ = π* dc кв 2 * Δ /4; (3.31)
где: Δ – плотность заряжания ВВ в скважине: при ручном заряжании
Δ = 900…1000 кг/м3;
ρ = 3,14*0,2502*1000/4 = 49 (кг/м).
Определяем линию наименьшего сопротивления по подошве уступа – W, для этого рассчитываем W1 и W2 из которых принимаем меньшее значение, которое должно соответствовать условию W3<Wmin:
(3.32)
где: m =1 – коэффициент сближения скважин;
W2=53*KT*dc* 
(3.33)
где: Кт =1 – коэффициент трещиноватости;
W2=53*1*0,250* 
= 7,7 (м).
Исходя из условий обеспечения безопасного обуривания уступа (только при вертикальных скважинах), величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле:
W3≥Hу*сtgα+C; (3.34)
где: С=3 – берма безопасности; м
W3≥10* сtg80 +3=4,8 (м).
Итак, принимаем значение Wmin=W2, так как W2<W1. Если же сравнить W2 и W3, то W2>W3: следовательно выполняется условие Wmin>W3, следовательно Wспп=7,7 (м).
Определяем расстояние между рядами скважин – b по формуле:
b =0.85* a ; (3.35)
где: a – расстояние между скважинами; м
a=m*W спп ; (3.36)
a=1*7,7;
a=7,7 ( м ).
b=0.85*7,7;
b =6,5 (м).
Определяем параметры развала горной массы:
Количество рядов скважин определяется по формуле:
, рядов (3.37)
где Шб – ширина взрываемого блока, м.
, м (3.38)
Вр – требуемая ширина развала, м;
Bр1 – ширина развала породы от первого ряда скважин, м
Требуемая ширина развала составит:
, м (3.39)
где А – ширина экскаваторной заходки, м;
nз - требуемое число заходок (наиболее эффективно и экономически выгодно для данного типа экскаватора и высоты уступа является отработка развала за две проходки), nз = 2.
= 36,6 м
, м (3.40)
k в – коэффициент взрываемости породы, k в = 3;
k кз– коэффициент дальности отброса породы, при короткозамедленном взрывании k кз = 0,9;
q п – проектный удельный расход ВВ определяется на основе эталонного с учётом технологических и организационных факторов:
= 16,6 м
= 25,7 м
ряда.
Количество скважин в ряду определяется по формуле:
, скважин (3.41)
где L б – длина взрываемого блока, м.
скважин.
Ширина развала взорванной массы при многорядном взрывании:
Вм = 0,9´Вр1+(Шб – 1)´b (3.42)
Вм = 0,9´16,6+(4 – 1)´6,5=35м
Определим ожидаемую высоту развала по формуле:
, м (3.43)
где H у – высота уступа, H у = 10 м.
= 12 м
Ожидаемая высота развала соответствует требованиям безопасности, так как
, м (3.44)
где H ч. max – максимальная высота черпанья экскаватора, Hч.max=13,5м. 
= 20,2 м
Условие выполняется, т.к. 12 ≤ 20,2.
Общее количество скважин определятся по формуле:
N = n р × n с, скважин, (3.45)
N = 4×26 = 104 скважин.
Суммарная длина скважин определяется по формуле:
, м (3.46)
м.
Определим общее количество ВВ необходимое для взрыва блока:
Q общ = Q скв × N, кг (3.47)
Qобщ = 343×104 = 35672 кг.
Выход взорванной горной массы с одного метра скважины определяется по формуле:
, м3/м (3.48)
где n р – число рядов скважин, для одной заходки n р = 4;
L с – длина скважины (13,7 м)
= 38,2м3/м.
15. Определяем необходимое количество буровых станков по формуле:
N = Q гм ·К/( Q см · n · n год · 
), (3.49)
где: П=34007749 – производительность карьера по горной массе; тыс. м3/год;
К – коэффициент резерва станков, К = 1,2÷1,25;
n – число смен работы станков в сутки, n = 2;
nгод – число рабочих дней бурового станка в году, nгод= 280;
N = 30000000·1,2/(100·2·263·38,2) = 14,9=15 (шт).
Для бесперебойной работы и выполнения плана на карьере принимаем 15 буровых станков.
Расстояние R оз по разлету кусков породы при взрывании скважинных зарядов определятся по формуле:
, м, (3.50)
где Кз – коэффициент заполнения скважины ВВ, К3 = 0,4;
m заб – коэффициент заполнения скважины забойкой, m заб = 0,05;
f – коэффициент крепости пород по шкале М.М. Протодъяконова, f = 14;
d – диаметр скважины, d = 0,2 м;
а – расстояние между скважинами в ряду или между рядами скважинами, м
м.
Округлим полученное значение до 300 метров.
Таблица 3.6
Параметры БВР
| № п/п | Параметры | Ед.изм | Величина |
| 1 | Высота уступа, Ну | м | 10 |
| 2 | Диаметр скважины, d | мм | 250 |
| 3 | Величина перебура, lпер | м | 3,75 |
| 4 | Глубина скважины, Lс | м | 13,7 |
| 5 | Удельный расход ВВ, qп | г/м3 | 378 |
| 6 | Линия сопротивления по подошве W | м | 7,7 |
| 7 | Расстояние между скважинами, а | м | 7,7 |
| 8 | Расстояние между рядами скважин, в | м | 6,5 |
| 9 | Вес заряда в скважине, Q | кг | 343 |
| 10 | Длина заряда, Lвв | м | 7 |
| 11 | Длина забойки, l заб | м | 6,7 |
| 12 | Интервал замедления, r | мс | 20 – 50 |
| 13 | Выход г.м. с 1 м скважины, qгм | м3/п.м | 38,2 |
| 14 | Rоз по разлету кусков | м | 300 |
Выемочно-погрузочные работы
С начала отработки месторождения на карьере "Восточный" для выемки и погрузки руды и вскрышных пород в автосамосвалы используются электрические экскаваторы ЭКГ-10. Техническая характеристика представлена в таблице 3.7 Отработку развала ведем торцовым забоем тупиковой заходкой. Для проведения капитальной траншеи примем тупиковую траншейную продольную схему заходки с кольцевой схемой подачи автотранспорта.
В последующем будут введены в эксплуатацию гидравлические экскаваторы Liebherr R994 с ковшом 11 м3, для выемки первичной и окисленной руды. По рабочим параметрам – высота погрузки и разгрузки, радиусы, требования к рабочим площадкам и другим параметрам – он вписывается в существующие требования по карьеру.
Выемка полезного ископаемого из буферно-усреднительного склада будет осуществляться двумя экскаваторами типа ЭКГ-5 с объемом ковша 5м3. Схема отгрузки руды с усреднительного склада показана на рисунке 3.5.
Таблица 3.7
Техническая характеристика экскаватора ЭКГ- 10
| № | Показатели | ЭКГ- 10 |
| 1 | Вместимость ковша; м3 | 10 |
| 2 | Максимальный радиус черпанья на уровне стояния; м | 12,6 |
| 3 | Максимальный радиус черпанья; м | 18,4 |
| 4 | Максимальный радиус разгрузки; м | 16,3 |
| 5 | Высота разгрузки при макс. радиусе разгрузки; м | 5,7 |
| 6 | Максимальная высота черпанья; м | 13,5 |
| 7 | Радиус разгрузки при макс. высоте разгрузки; м | 15,4 |
| 8 | Максимальная высота разгрузки; м | 8,6 |
| 9 | Радиус вращения кузова; м | 7,78 |
| 10 | Высота экскаватора без стрелы; м | 14,6 |
| 11 | Просвет под поворотной платформой; м | 2,765 |
| 12 | Рабочая скорость передвижения; км/ч | 0,42 |
| 13 | Уклон преодолеваемый при передвижении; град. | 12 |
| 14 | Среднее удельное давление на грунт; МПа | 0,216 |
| 15 | Скорость подъема ковша; м/с | 0,95 |
| 16 | Мощность сетевого эл.двигателя; кВт | 630 |
| 17 | Подводимое напряжение; В | 6000 |
| 18 | Продолжительность цикла; с | 30 |
| 19 | Масса экскаватора с противовесом; т | 395 |
Расчет производительности экскаватора ЭКГ-10:
Ширина заходки для экскаватора ЭКГ-10.
Аз = 1,5´ Rчу, м, (3.51)
где Rчу - максимальный радиус черпания на горизонте установки, Rчу=12,6 М.
Аз = 1,5 ´ 12,6 = 18,9 м
Производительность экскаватора ЭКГ-10 определяем по формуле:
Теоретическая:
(3.52)
Техническая:
(3.53)
Эксплуатационная:
(3.54)
где Т – продолжительность смены, час;
n – количество смен в сутках.
Годовая производительность:
(3.55)
где n – количество смен в сутки;
N – количество рабочих дней экскаватора, с учетом плановых простоев на ремонт.
Количество экскаваторов требуемых для выемки пустой породы:
экскаваторов (3.56)
Расчет производительности экскаватора ЭКГ-5:
Ширина заходки для экскаватора ЭКГ-5:
Аз = 1,5 ´ Rчу, м, (3.57)
где Rчу - максимальный радиус черпания на горизонте установки, Rчу=9,04 М.
Аз = 1,5 ´ 9,04 = 13,5 м
Производительность экскаватора определяем по формуле:
Теоретическая:
(3.58)
Техническая:
(3.59)
Эксплуатационная:
(3.60)
где Т – продолжительность смены, час;
(3.61)
где n – количество смен в сутки;
N – количество рабочих дней экскаватора, с учетом плановых простоев на ремонт.
Количество экскаваторов требуемых для выемки первичной руды:
экскаватора (3.62)
Общий списочный парк экскаваторов составит:
ЭКГ-10 10
ЭКГ-5 2
Дата: 2019-12-10, просмотров: 320.
