Разработка месторождения полезного ископаемого открытым способом

 

7.1 Расчет параметров буровзрывных работ

 

7.1.1 Определяем проектный удельный расход ВВ (проектируем взрыв):

 

qn= qэ* кперв* кд* км* ксз* кобъем взр* ксп, г/м3,

 

кперв(иногда обозначают квв) – переводный коэффициент от эталонного ВВ (аммонит И6ЖВ);

 

Таблица 1.2

Коэффициенты перевода ВВ на аммонит №6 по работоспособности:

ВВ	е	ВВ	е
Аквотал М-15	0,76	Зерногранулит 79/21	1,0
Аммонал скальный №3	0,80	Ифзанит Т-80	1,08
Граммонал А-8	0,80	Динафталит	1,08
Аммонит скальный №1	0,80	Акватол 65/35	1,10
Детонит М	0,82	Зерногранулит 50/50 В	1,01
Алюмотол	0,83	Гранулит М	1,13
Акватол АВМ	0,95	Игданит	1,13
Акватол МГ	0,93	Граммонал А-50	1,08
Гранулит АС-8	0,89	Ифзанит Т-60	1,08
Аммонал водоустойчивый	0,90	Зерногранулит 30/70 В	1,26
Гранулит АС-4	0,98	Акватол АВ	1,20
Аммонит № 6 ЖВ	1,0	Гранулотло	1,20
Карботол ГЛ-10 В	0,79	Карботол 15 Т	1,42

 

кд – коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления (кд=0,5/dср);

dср – средний размер куска, м;

кт – коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва (учитывающий трещеноватость, кт = 1,2*lср+0,2 (lср – средний размер отдельности в массиве, м);

ксз – коэффициент учитывающий степень сосредоточенности заряда ВВ, зависит от диаметра скважины:

 

dcк=100 мм - ксз=0,9 - 1

dcк=200 мм - ксз=1 - 1,05

dcк=250 мм - ксз=1,2 - 1,25

dcк=300 мм - ксз=1,25 - 1,30

 

кобъем взр (кν) – коэффициент учитывающий объем взрываемой породы:

 

кν=(Ну/15)1/3,

 

Ну – высота уступа (10 – 18 м), если Ну>18 м, то кν=(15/ Ну)1/3,

ксп – коэффициент учитывающий количество свободных поверхностей взрываемого массив:

1 открытая поверхность ксп=10

2 – е открытые поверхности ксп =8

3 – и открытые поверхности ксп =6

4 – е открытые поверхности ксп =4

5 – ть открытых поверхностейксп =2

6 – ть открытых поверхностейксп =1

 

7.1.1.1 Для вскрышных пород:

 

qn=34.8*1*1.5*1.4*1.23*1*8=720 г/м3.

 

7.1.1.2 Для пород полезного ископаемого:

 

qn=27.6*1*1.5*1.34*1.23*1*8=550 г/м3.

 

7.1.2 Линия сопротивления по подошве:

 

W = (к1*Р/(m*qn))1/2, или W=((0,56*Р2 + 4*q*P*Hу*Lc)1/2 – 0.75*Р)/(2*m*qn*Hу),

 

к1, - коэффициент, учитывающий трудность взрывания;

к1 = Lвв/Ну;

Ну – высота уступа, м;

Lc – длинна скважины;

m – коэффициент сближения скважин:

Для ориентировочных расчетов:

m = 1.1 – 1.4 – для легко взрываемых пород;

m = 1.0 – 1.1 – для средне взрываемых пород;

m = 0.75 – 1.0 – для трудно взрываемых пород;

Р = 7.85* dc2*Δ, кг/м – вместимость по ВВ 1 м скважины

dc– диаметр скважины, дм;

Δ – плотность заряжания, коэффициент учитывающий

при ручном заряжании – 0.9;

при механизированном – 1;

при водонаполненных ВВ – 1.4 – 1.6;

qn – проектный расход ВВ, кг/м3.

В практике W=(40 - 45)dc, W=(35 – 40)dc, W=(25 – 35)dc соответственно для легко-, средне- и трудно взрываемых пород.

Проверим на безопасность бурения при расчете ЛСПП (W по любой формуле должна удовлетворять условию безопасного бурения скважин):

 

7.1.2.1 Для вскрышных пород:

 

W=((0.56*502+4*0.72*50*15*18)1/2-0.75*50)/(2*1*0.72*15)=8 м.

 

7.1.2.2 Для пород полезного ископаемого:

 

W=((0.56*502+4*0.55*50*15*18)1/2-0.75*50)/(2*1*0.55*15)=9 м.

Wmin= Ну*ctgα + 3, м Wлпп≥ Wmin

 

α – угол откоса уступа;

Ну – высота уступа, м.

3 – высота min от верхней бровки уступа, м по ПТБ.

 

7.1.2.2.1 Для вскрышных пород:

 

Wmin=15*ctg75+3=7 м.

 

7.1.2.2.2 Для пород полезного ископаемого:

 

Wmin=15*ctg80+3=5.64 м.

 

7.1.3 Параметры расположения скважинных зарядов:

а=m*Wлпп,

а – расстояние между скважинами в ряду;

m – эмпирический коэффициент, зависящий от класса взрываемости горных пород:

 

I кл, II кл, (qэ≤20 г/м3) – m=1.1 – 1.4

II кл, II кл, (qэ≤30 г/м3) – m=1.0 – 1.1

IV кл,V кл, (qэ≤50 г/м3) – m=0.75 – 0.85

 

7.1.3.1 Для вскрышных пород:

 

а=0.8*8=6.4 м.

 

7.1.3.2 Для пород полезного ископаемого:

 

а=1.05*9=9.45 м.

 

7.1.4 Параметры расположения скважинных зарядов:

Скважины в рядах расположении в шахматном порядке:

 

b=0.85*а, м;

 

Скважины в рядах расположены в квадрат:

 

b=а, м;

 

b – расстояние между рядами;

а – расстояние между скважинами;

 

7.1.4.1 Для вскрышных пород:

b=6.4 м.

7.1.4.2 Для пород полезного ископаемого:

 

b=9.45 м.

 

5. Определяем параметры взрывных скважин:

- Диаметр скважины:

- при показателях: взрываемости II – III классы, трудности бурения – I класс dc=9,7*Е + 112, мм;

- при показателях: взрываемости III – IV классы, трудности бурения – II - III класс dc=13*Е + 116, мм;

- при показателях: взрываемости IV – V классы, трудности бурения – III - IV класс dc=17*Е + 112, мм;

Е – емкость ковша экскаватора, м3, принятого к выемке горных пород в проекте (В.В. Ржевский, «Технология и комплексная организация ОГР», М. Недра 1975 г. стр. 152).

7.1.5.1 Для вскрышных пород:

 

dc=220 мм.

 

7.1.5.2 Для пород полезного ископаемого:

 

dc=220 мм.

 

- Глубина скважины, Lc, м:

 

Lc=1/sinβ*(Hу+ln),

 

Β – угол наклона скважины к горизонту, градус;

Hу – высота уступа, м;

ln – глубина перебура скважины из условий проработки подошвы уступа:

 

ln=(10 – 15)*dc,

 

При взрываемости пород II класса - ln≤10*dc,

При взрываемости пород III – IV классов - ln≤15*dc,

 

7.1.5.3 Для вскрышных пород:

 

Lc=(15+12.5*0.22)=18 м.

 

7.1.5.4 Для пород полезного ископаемого:

 

Lc=18 м.

 

- Длина забойки:

В зависимости от класса взрываемости горных пород:

 

Lз=(10 – 20)*dc, м

 

7.1.5.5.Для вскрышных пород:

 

Lз=15*0.22=3 м.

 

7.1.5.6 Для пород полезного ископаемого:

 

Lз=3 м.

 

- Длинна заряда:

Lвв= Lc - Lз, м

7.1.5.7.Для вскрышных пород:

 

Lвв=18-3=15 м.

 

7.1.5.8 Для пород полезного ископаемго:

 

Lвв=15 м.

 

- Масса заряда в скважине:

 

Qзр=P* Lвв, кг;

 

Qзр – расчетный заряд ВВ в скважине;

Р = 7.85* dc2*Δ, кг/м – вместимость по ВВ 1 м скважины

dc – диаметр скважины, дм;

Δ – коэффициент, учитывающий плотность заряжания.

В практике масса заряда Qзр=qn*W*Hу*a.

Для второго заряда Qзр= qn*b*Hу*a.

 

7.1.5.9 Для вскрышных пород:

 

Qзр=37*15=560 кг.

 

7.1.5.10 Для пород полезного ископаемого:

 

Qзр=560 кг.

 

7.1.6 Определяем схему коммутации зарядов:

Приняв расчетный объем взрыва для производительной работы экскаватора, устанавливаем рядность расположения скважин (1 или 2, 3 и и.д.) и положение скважин в рядах – «квадрат» или «шахматное».

Принимаем вид взрывания – мгновенное или короткозамедленное или другое. При замедленном взрывании определяем интервал замедления:

 

t=k*Wлпп k=2 – 4

 

k – коэффициент, зависящий от взрываемости.

 

7.1.6.1.Для вскрышных пород:

 

t =2*8=16 мс.

 

7.1.6.2 Для пород полезного ископаемого:

 

t=1.5*9=14 мс.

 

7.2 Параметры развала:

 

7.2.1 Ширина развала:

- при однорядном мгновенном  взрывании:

 

Во≈kв*kβ*(qn)*Hу, м

 

kв – коэффициент характеризующий взрываемость пород

kв=2*(I) кл,

kв=2.5*(II – III) кл,

kв=3*(IV – V) кл.

kβ – коэффициент, учитывающий угол наклона скважины

при β=90 град. kβ=1

- при многорядном короткозамедленном  взрывании:

Вм≈ kз* Во + (n-1)*b, м

 

kз – коэффициент дальности отброса взрыва.

 

7.2.1.1 для вскрышных пород:

 

Вм≈1.15*38+2*6.4=56.5 м.

 

7.2.1.2 Для пород полезного ископаемого:

 

Вм≈1.15*30+2*9.45=53.4 м.

 

7.2.2 Высота развала(n=2–3 ряда)

 

Нр=(0.5 - 1)*Hу.

 

7.2.2.1 Для вскрышных пород:

 

Нр=9 м.

 

7.2.2.2 Для пород полезного ископаемого:

 

Нр=9 м.

 

7.3 Выбор типа бурового станка:

 

7.3.1 Диаметр скважины определен расчетно по коэффициенту крепости; показатель трудности бурения, взрываемость горных пород, с достаточной степенью точности, определяют тип бурового станка.

Выбранный станок – 2СБШ-200Н

 

2. Технические характеристики бурового станка:

 

- Диаметр скважины214 мм,

- Глубина скважины24 м,

- Максимальное осевое усилие на долото173 кН,

- Частота вращения бурового става30 – 300 мин -1,

- Расход сжатого воздуха25 м3/мин,

- Масса станка50 т.

 

7.3.3 Определяем техническую скорость бурения:

 

Vб=2.5*10 -2*Р0*nв/(Пб*dg2)=2,5*P0*nв/(100*Пб*dg2),

 

Р0 – осевое давление, кН;

nв – осевое вращение бурового става, об/сек;

dg – диаметр долота, м.

При известном диаметре скважины принимаем стандартное долото чуть меньше или больше.

Для контроля Vб используем таблицу 2.5 учебника Тамакова П.И., Наумова И.К.

 

7.3.3.1 Для вскрышных пород:

 

Vб=0.025*160*4/(12*0.214)=6 м/ч.

 

7.3.3.2 Для пород полезного ископаемого:

 

Vб=0.025*160*4/(10*0.214)=7 м.

 

7.3.4 Определяем производительность бурового станка:

Сменная производительность:

Пб.см=Тсм*kи.б./(Т0+Тв), м/см,

 

Тсм – время смены, час;

Т0 – время основных операций, приходящихся на 1 м скважины: Т0=1/V0;

Тв – время вспомогательных операций, приходящихся на 1 м скважины: Тв=2 – 6, мин.

 

kи.б.=(Тсм-(Тп.з.+Тр.п.+Тв.п.))/Тсм

 

- коэффициент использования сменного  времени

 

Тп.з.+Тр.п.=(0,5 – 1), час

 

Тп.з. – время подготовки заключительных операций,

Тр.п. – регламентируемый простой,

Тв.п. – внеплановые простои (1 – 1.5), час

 

Годовая производительность буровых станков

 

Пб.г= Пб.см* nсм *N,

nсм – число смен в сутки;