РЕЖИМ РАБОТЫ КАРЬЕРА, ОБЩАЯ ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ В КАРЬЕРЕ

2. РЕЖИМ РАБОТЫ КАРЬЕРА, ОБЩАЯ ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ В КАРЬЕРЕ

 

В соответствии с нормами технологического проектирования для данных условий принимается круглогодичный режим работы карьера, при шестидневной рабочей неделе. Количество рабочих дней в году равно 300. Суточный режим работ трехсменный, продолжительность рабочей смены – 8 часов. Число рабочих смен в году – 900.

Определение границ карьерного поля.

По условию размеры карьера по поверхности составляют 1000´460 м.

Глубина карьера определяется по формуле:

, м;

где: к_из – коэффициент извлечения запасов полезного ископаемого (0,95-0,97);

к_гр – граничный коэффициент вскрыши;

м – горизонтальная мощность залежи;

 м;

С учетом принятых углов наклона бортов карьера размеры карьера по дну составят.

Длина карьера по дну:

 м;

Ширина карьера по дну:

 м.

где: А – длина карьера по верху, А = 1000 м;

В – ширина карьера по верху, В = 460 м;

α,α´ - углы откосов нерабочего и рабочего бортов карьера;

Н – глубина карьера, м;

 м;

м.

3. ПОДГОТОВКА ГОРНОЙ МАССЫ К ВЫЕМКЕ

 

Подготовку горных пород к выемке осуществляем буровзрывным способом.

3.1 Буровые работы

 

3.1.1 Выбор и обоснование бурового оборудования

Первоначально выбираем диаметр скважины. При показателях трудности бурения 10 и 11,8 выбираем d_скв = 243 мм.

Буровые станки шарошечного бурения в настоящее время получили широкое распространение при бурении скважин диаметром 160-320 в породах с П_б > 5. По коэффициенту крепости выбираем станок СБШ-250МН.

Таблица 3.1 [IV] Техническая характеристика бурового станка СБШ-250МН

Показатели	Значения
Диаметр долота, мм Глубина бурения, м Ход подачи, м Угол бурения, градус Максимальная скорость подачи бурового инструмента, м/мин Осевое усилие подачи на забой скважины, тс Частота вращения долота, об/мин Крутящий момент, кгс·м Мощность вращателя, кВт Скорость подъема бурового става, м/мин Расход сжатого воздуха для продувки скважины, м3/мин Скорость передвижения станка, км/ч Удельное давление гусениц на грунт, кгс/см2 Наибольший преодолеваемый подъем, градус Установленная мощность двигателей, кВт Показатели	243 24 и 32 8 60—90 0,75 30 157; 81 600 75 9,0 20 0,6 1,0 12 322 Значения
Размеры станка в рабочем положении, мм: длина ширина высота Масса станка, т	7820 4690 14450 60

3.1.2 Технологические расчеты параметров буровых работ

Определяем техническую скорость бурения по формуле:

 

V_б.ш. = 2,5·Р₀·n_в·10^-2/(П_б·d_д²), м/ч; (3.1) [I]

где: Р₀ – усилие подачи, Р₀ = 294,3 кН;

n_в – частота вращения штанги n_в = 16,43 с^-1;

d_д – диаметр долота - d_д = 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: К_пр – коэффициент, учитывающий внутрисменные простои бурового станка, К_пр = 0,75÷0,85;

Т_см – продолжительность смены, Т = 8 ч;

Т_пз – время на подготовительные и заключительные работы, Т_пз = 0,5 ч;

Т_р – регламентированный перерыв, Т_р = 1 ч;

t_в – вспомогательное удельное время бурения скважин, t_в = 0,033÷0,066 ч/м;

t_о – удельное основное время бурения скважин, ч/м:

t_о = 1/V_б, ч/м;

t_о = 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:

q_э = 2*10^-1(σ_сж+ σ_сдв+ σ_раст+γ·g), г/м³; (3.3) [II]

где: σ_сж, σ_сдв, σ_раст – пределы прочности горной породы на сжатие, сдвижение и растяжение, МПа: σ_сж = 125 МПа; σ_сдв = 19,2 МПа; σ_раст = 10,8 МПа;

γ – плотность горной породы, γ = 2,5 т/м³;

g – ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с²;

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

Определяем проектный удельный расход ВВ по формуле:

q_п = q_э * К_вв * К_д * К_тр * К_сз * К_у * К_оп, г/м³; (3.4) [II]

где: К_вв – переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ

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

К_вв = 1,2;

К_д – коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:

К_д = 0,5/d_ср;

где: d_ср – требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м:

d_ср = (0,1…0,2)*, м;

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

d_ср = 0,2*= 0,36 м;

К_д = 0,5/0,36 = 1,47;

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

К_тр = 1,2*l_ср +0,2;

где: l_ср – средний размер структурного блока в массиве: l_ср = 0,7 м;

К_тр = 1,2*0,7 + 0,2 = 1,4;

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

К_у - коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:

К_у = , при Н_у≤15 м;

где: Н_у – высота уступа: Н_у = 10 м;

К_у = = 1,2;

К_оп – коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем характерным для короткозамедленного многорядного взрывания:

К_оп = 3,5;

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

Определяем глубину скважины по формуле:

L_с = H_у/sinβ + l_п, м; (3.5) [II]

где: β – угол наклона скважины к горизонту: β = 90°;

l_п – перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:

 

l_п = (10÷15)*d_скв, м;

где: d_скв – диаметр скважины, d_скв = 0,243 м:

 

l_п = 10*0,243 = 2,43 м;

L_с = 10/1 + 2 = 12 м;

Определяем длину забойки по формуле:

 

l_заб = (20÷35)*d_скв, м; (3.6)[II]

l_заб = 25*0,243 = 6 м;

Определяем длину заряда по формуле:

 

l_зар = L_c - l_заб, м; (3.7)[II]

l_зар = 12 – 6 = 6 м;

Определяем вместимость скважины по формуле:

 

ρ = π*d_c²*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:

В_м = к_з*В_о + (n_р - 1)*b, м; (3.14)[II]

где: n_р – число рядов скважин, n_р =3;

к_з – коэффициент, зависящий от интервала замедления, к_з = 0,85;

В_о – ширина развала взорванной горной массы при однорядном взрывании:

В_о = к_в*к_b*H_у, м; (3.15)[II]

где: к_в – коэффициент, учитывающий наклон скважин:

к_в = 1 + 0,5*sin2(90-β);

к_в = 1 + 0,5*0 = 1;

к_b – коэффициент, учитывающий взрываемость породы, к_b = 2÷2,5;

В_о = 1*2*10= 18,1 м;

В_м = 0,85*18,1 + (3-1)*8,2 = 31,8 м;

Определяем высоту развала по формуле:

Н_р = (0,8÷1)* H_у, м; (3.16)[II]

Н_р = 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/(Q_см·n·n_год·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;

n_год – число рабочих дней бурового станка в году, n_год = 300;

V – выход горной массы с 1 м скважины:

V = а·b/Н_у, 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