Вскрытие месторождения и проходка траншей

        

    Ширина взрываемого блока принимается по ширине подошвы траншеи, т.е. В_вб = В.

           Определяется количество скважин в ряду, шт:

n_в = В_вб / (a - 1)                                                     (58)

n_в = 16,2 / (11 - 1) » 2 скважины

где  В_вб – ширина взрываемого блока, м;

        a – расстояние между скважинами в ряду, м.

          Определяется длина взрываемого  блока, м:

l_б  = v / n_вз                                                           (59)

l_б  = 158 / 2 = 79 м

где  v – скорость проходки траншеи, м/мес;

        n_вз  – количество взрывов в месяц.

               

2.7 Определение потребности парка буровых станков

 

  Определяется объем буровых работ за месяц, м³:

          V_бр   =   П _{э мес} / q_г.м                                                     (60)

где П _{э мес} – производительность экскаватора за месяц, м³/мес;

q_г.м   – выход взорванной горной массы с 1 п. м скважины, м³/м

 

q_г.м =Н_у  × а× θ / l_c

       Н_у  – допустимая высота уступа, м;

        a – расстояние между скважинами в ряду, м.

θ –длина преодолеваемой линии сопротивления по подошве уступа, м:

l_c – длина скважины.

 

q_г.м = 23  × 11× 14 / 27,7 = 128  м³/м

 

Тогда объем  буровых  работ в месяц  составит

V_бр   =   107 378 / 128 = 840 м/мес  

    Определяется  сменная производительность бурового  станка, м/см:

                                           П_{б см} = Т_см ∙ С_ис / (1/v_бт + t_в)                                      (61)

где  Т_см – продолжительность смены, ч;

        С_ис – коэффициент использования станка по бурению в течение смены,

        С_ис  = 0,5¸0,8;

       v_бт– техническая скорость бурения, м/мин;

       t_в – удельные затраты времени на выполнение вспомогательных операций.

           t_в = t₁ + t₂ + t₃ + t₄ + t₅                                                     (62)

где  t₁– удельные затраты времени на переезд от скважины к скважине с учетом установки и снятия станка с домкратов, t₁ = 0,38¸1,44;

        t₂ – удельные затраты времени на замену долота, t₂= 0,2¸0,85;

        t₃ – удельные затраты времени на подъем бурового става, t₃ = 0,49¸1,15;

        t₄ – удельные затраты времени на перехват гидропатрона, t₄ = 0,26¸0,96 (для шпиндельной схемы t₄ =0);

        t₅ – удельные затраты времени на сборку и разборку бурового става, t₅  = 0,43¸1,56

 

 Тогда   удельные затраты времени на  выполнение вспомогательных операций  составят:

t_в = 0,9 + 0,5 + 0,7 + 0,55 + 0,9 = 3,55 мин/м

  Тогда сменная производительность бурового станка составит:

П_{б см} = 12 ∙ 60 ∙ 0,6 / (1/v_бт + t_в) = 94,9 м/см

 

          Определяется суточная производительность бурового станка, м/сут:

П_{б сут} = П_{б см} ∙ n_см                                               (63)

П_{б сут} = = 94,9 ∙ 2 = 190,

где  t₅ – сменная производительность бурового станка, м/см;

        n_см  – количество рабочих смен в сутки.

         Определяется производительность  бурового станка за месяц, м/мес:

П_{б мес} = П_{б см} ∙ n_см  ∙ n                                                       (64)

П_{б мес} = 94,9 ∙ 2  ∙ 27 = 5 127 м/мес

где  П_{б мес} – сменная производительность бурового станка, м/см;

        n_см  – количество рабочих смен в сутки;

        n   – среднее число рабочих дней в месяц.

          Определяется потребное списочное  число буровых станков, шт:

 N_c = V_бр / П_{б см}                                                        (65)

N_c = 840 / 95 = 9 шт

где  V_бр   – объем буровых работ за месяц, м/мес;

       П_бсм – сменная производительность бурового станка, м/см.

          Определяется количество рабочих  буровых станков с учетом коэффициента  резерва, шт:

N_cc =  N_c ∙ k_рез                                                        (66)

N_cc =  9 ∙ 1,32 = 12 шт

где  N_c   – списочное число буровых станков, шт;

       k_рез – коэффициент резерва.

              k_рез  = n_рдк / n_рдс                                                     (67)

k_рез  = 330 / 250 =1,32

где  n_рдк – число рабочих дней карьера в году;

       n_рдк – число рабочих дней бурового станка в году (с учетом вычета времени ремонтов, перемещений с участка на участок и т.п.), принимается 230 280   дней.

 

Характеристики  проходки траншеи

 

Допустимая  высота уступа, м:	23 м
Количество  уступов карьера:	21
Длина наклонного съезда, м:	780 м
Горизонтальное  положение откоса нерабочего уступа, м:	12,2 м
Ширина подошвы  траншеи, м:	16,2  м
Поперечное  сечение траншеи, м2:	678 м2
Ориентировочный объем извлекаемой горной массы  при проходке капитальной траншеи на 1-2 уступа, м3:	845 тыс. м3
Объем извлекаемой  горной массы при проходке разрезной  траншеи, как объем призмы, в основании  которой лежит трапеция, м3:	136 тыс. м3
Эксплуатационная  сменная производительность экскаватора	1988 м3/смен
Суточная производительность экскаватора, м3/сут:,	3977 м3/сут
Производительность  экскаватора за месяц, м3/мес:	107,4 тыс. м3/ мес
Скорость проходки траншеи, м/мес:	158 м/мес

ПАРАМЕТРЫ  БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ

 

Диаметр скважины, мм:	331,2 мм
Вместимость взрывчатых веществ на 1 метр скважины, кг/м:	120 кг/м
Длина преодолеваемой линии сопротивления по подошве  уступа, м:	14 м.
Глубина перебура, м:	4,7 м
Глубина скважины, м:	27,7 м
Расстояние  между скважинами в ряду, м:	11 м
Расстояние  между рядами скважин, м:	10 м
Ширина развала  породы от одного ряда скважин, м:	46,4 м
Интервал замедления	50 с
Ширина взрываемого  блока	16,2 м
Количество скважин в ряду, шт:	2
Длина взрываемого  блока, м:	79 м
Объем буровых  работ за месяц, м3:	840 м/мес
Выход взорванной горной массы с 1 п. м  скважины, м3/м	128  м3/м
Сменная производительность бурового станка	94,9 м/смен
Суточная производительность бурового станка, м/сут:	190 м/сут
Производительность  бурового станка за месяц, м/мес:	5 127 м/мес
Потребное списочное  число буровых станков, шт	9 шт
Количество  рабочих буровых станков с  учетом коэффициента резерва, шт:	12 шт

 

 

 

3   Система разработки

 

3.1 Определение  системы разработки и ее параметров   

 

Рациональная  система выбирается на основе изучения главных условий разработки: типа месторождения и его размеров; условий его залегания; физико-механических свойств, количественной и качественной характеристики пород рудной залежи и вмещающих пород; гидрогеологических условий и устойчивости пород; масштаба работ и требований к качеству добываемого сырья.      

Система разработки — это установленный порядок  выполнения вскрышных, добычных и горно-подготовительных работ, обеспечивающий безопасную, экономичную и наиболее полную выемку запасов с соблюдением мер по охране природы.

Характерной особенностью разработки наклонных и крутых залежей  является неуклонное, по мере развития горных работ в глубину увеличение высоты рабочей зоны и необходимость в связи с этим производства горно-подготови-тельных работ в течение всего периода эксплуатации.

Принимается углубочная система  разработки, продольная двухбортая (по классификации  академика Ржевского) с внешним  отвалообразованием. Система  разработки  с циклическим  режимом  работы, транспортная. Транспорт железнодорожный.

Определим наиболее существенные  параметры системы разработки.

          Определим ширину призмы обрушения, м:

Z = H_y ∙ (ctg α_y – ctg α_p)                                                   (68)

Z = 23 ∙ (ctg 50⁰ – ctg 70⁰) = 10,9 м,

где  H_y   – допустимая высота уступа, м;

       α_y   – угол устойчивого откоса уступа, α_y =35¸75⁰;

       α_p   – угол откоса рабочего уступа, град.

         Затем определяется минимальная ширина рабочей площадки при разработке пород с предварительным рыхлением буровзрывным способом, м:

       Ш_рп = В_р1 + С + Т + S_б +Z                                                (69)

Ш_рп = 46,4 + 2 + 11 + 1,5 +10,9 = 71,8 м,

где  В_р1 – ширина развала породы от одного ряда скважин, м;

        С    – безопасный зазор между нижней бровкой развала и транспортной полосой,   С=2¸3 м;

       Т – ширина транспортной полосы (при однопутном Т=3 м; при многопутном

             Т=7,5¸15 м с учетом междупутья, минимальная величина которого 4,5 м);

       S_б – безопасное расстояние, S_б =1,5¸2 м;

       Z – ширина призмы обрушения, м.

          Определяется ширина рабочей  площадки в нормальный период разработки, м:

                                 Ш_рпн = В_р1 + С + Т + И + m + а_б + S_б +Z                               (70)

Ш_рпн = 46,4 + 2 + 11 + 4 + 3,5 + 3,5 + 2 +10,9 = 83,3 м.

где В_р1 – ширина развала породы от одного ряда скважин, м;

       С    – безопасный зазор между нижней бровкой развала и транспортной полосой, м

       Т    – ширина транспортной  полосы, м;

       И   – расстояние между ЛЭП  и дорогой, И=4¸5 м;

       m   – расстояние между ЛЭП и транспортной бермой, m=3,5 м;

       а_б  – ширина транспортной бермы, а_б =3,5 м;

       S_б  – безопасное расстояние, м;

       Z    – ширина призмы обрушения, м.

Поперечное  сечение рабочей площадки изображено на рисунке 2 (приложение 3).

          Определяется высота рабочего  борта карьера, м:

Н_рб = Н_у ∙ n_y                                                        (71)

Н_рб = 23 ∙ 21 = 483 м

где Н_у – допустимая высота уступа, м;

       n_y – количество уступов.

          Определяется горизонтальное положение  откоса рабочего борта карьера,  м:

                           C_рб = Н_у ∙ ctg α_р ∙ n_y + Ш_рпн ∙ ( n_y-1)                                            (72)

где Н_у       – допустимая высота уступа, м;

       α_р      – угол откоса рабочего уступа, град;

        n_y     – количество уступов;

       Ш_рпн – ширина рабочей площадки в нормальный период разработки, м.

 

C_рб = 23∙ ctg 70⁰ ∙ 21 + 83,3 ∙ ( 21-1)  = 1843 м

          Определяется тангенс угла рабочего  борта карьера:

tg φ_p = Н_рб / С_рб                                                           (73)

tg φ_p = 483 / 1843 = 0,26

где Н_рб – высота рабочего борта карьера, м;

       С_рб – горизонтальное положение откоса рабочего борта карьера, м.

По тангенсу находится угол рабочего борта карьера.

 Угол  смоставляет  15⁰.

           Определяется высота нерабочего  борта карьера, м:

Н_нб = Н_у ∙ n_нy                                                      (74)

Н_нб = 23 ∙ 12 = 276 м

где n_нy – количество нерабочих уступов;

      Н_у   – допустимая высота уступа, м.

          Определяется горизонтальное положение  откоса нерабочего борта карьера, м:

   C_нб = n_ну ∙ (Н_у ∙ ctg α_н  + в_с)  +  (n_ну – 1) ∙ в_б                                                   (75)   

C_нб = 12 ∙ (23 ∙ ctg 62⁰  + 16)  +  (12 – 1) ∙ 5 = 394 м

где n_ну – количество нерабочих уступов;

      Н_у   – допустимая высота уступа, м;

      α_н   – угол откоса нерабочего уступа, град;

      в_с – ширина съезда, м (см. рисунок 1);

      в_б   – ширина бермы безопасности, =5 м.

          Определяется тангенс угла откоса  нерабочего борта:

tg φ_p = Н_нб / С_нб                                                         (76)

tg φ_p = 376 / 294 =0,7

где Н_нб – высота нерабочего борта карьера, м;

       С_нб – горизонтальное положение откоса нерабочего борта карьера, м.

По тангенсу находится  угол нерабочего борта карьера.

Угол нерабочего борта карьера 35⁰.

 

3.2 Определение  основных параметров и показателей  работы отвалов

        

     Правильное определение основных параметров и показателей работы отвалов позволит определить рациональную площадь отвала и приемлемое число транспортных средств, подаваемых на отвал.