Определяем техническую скорость бурения по формуле:
V б.ш. = 2,5·Р0·nв·10-2/(Пб·dд2), м/ч; (3.1) [I]
где: Р0 – усилие подачи, Р0 = 294,3 кН;
nв – частота вращения штанги nв = 16,43 с-1;
dд – диаметр долота - dд = 0,214 м;
V б.ш. = 2,5·294,3·16,43·0,01/(11,8·0,2432) = 14,7 м/ч;
Определяем сменную производительность станка по формуле:
, м/смену; (3.2) [II]
где: Кпр – коэффициент, учитывающий внутрисменные простои бурового станка, Кпр = 0,75÷0,85;
Тсм – продолжительность смены, Т = 8 ч;
Тпз – время на подготовительные и заключительные работы, Тпз = 0,5 ч;
Тр – регламентированный перерыв, Тр = 1 ч;
tв – вспомогательное удельное время бурения скважин, tв = 0,033÷0,066 ч/м;
tо – удельное основное время бурения скважин, ч/м:
tо = 1/V б, ч/м;
tо = 1/14,7 = 0,068 ч/м;
м/смену;
Выбранный буровой станок СБШ-250МН имеет ряд достоинств высокая скорость бурения, при работе станка не требуется доставка воды и тяжелого инструмента (долот), возможность регулировки осевого давления и числа оборотов в широких пределах, возможность бурения наклонных скважин. Также имеются и недостатки: большая масса станка, недостаточная стойкость шарошек и большой их расход.
Оценка взрываемости горных пород осуществляется по эталонному расходу (г/м3) взрывчатого вещества – аммонита 6ЖВ.
Определяем эталонный удельный расход ВВ по формуле:
qэ = 2*10-1(σсж+ σсдв+ σраст+γ·g), г/м3; (3.3) [II]
где: σсж, σсдв, σраст – пределы прочности горной породы на сжатие, сдвижение и растяжение, МПа: σсж = 125 МПа; σсдв = 19,2 МПа; σраст = 10,8 МПа;
γ – плотность горной породы, γ = 2,5 т/м3;
g – ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2;
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*l ср +0,2;
где: l ср – средний размер структурного блока в массиве: l ср = 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/sinβ + lп, м; (3.5) [II]
где: β – угол наклона скважины к горизонту: β = 90°;
lп – перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:
lп = (10÷15)*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 = (20÷35)*dскв, м; (3.6)[II]
lзаб = 25*0,243 = 6 м;
Определяем длину заряда по формуле:
l зар = Lc - lзаб, м; (3.7)[II]
l зар = 12 – 6 = 6 м;
Определяем вместимость скважины по формуле:
ρ = π*dc2*Δ/4, кг/м; (3.8)[II]
где: Δ – плотность заряжания ВВ в скважине: при ручном заряжании Δ = 900…1000 кг/м3;
ρ = 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: К m – коэффициент, учитывающий трещеноватость породы в массиве:
К m = 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-β);
кв = 1 + 0,5*0 = 1;
кb – коэффициент, учитывающий взрываемость породы, кb = 2÷2,5;
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 = (0,8÷1)* 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 = 1,2÷1,25;
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;
Дата: 2019-07-31, просмотров: 195.
