Системы разработки месторождения

 

                                                 ₍₄₄₎

 

где Т_ц – время цикла бульдозера, с;

       Т_см – продолжительность смены, ч;

       V – объём призмы волочения, м³;

       k_в – коэффициент использования машины во времени в смену;

       k_р – коэффициент разрыхления породы. 

 

м³/см.

 

      Годовая производительность  бульдозера  составит

 

                                                   ₍₄₅₎

 

где Q_см – сменная производительность бульдозера, м³/см;

       n – количество рабочих смен в сутки;

       N – количество рабочих дней в течении года.

 

3 654 040 м³/год.

 

      Необходимое количество  бульдозеров составит

 

                                                   ₍₄₆₎

 

где П_в – годовая производительность карьера по вскрыше, тыс. м³;

       Q_год – годовая производительность бульдозера, тыс.м³.

 

шт.

 

         Для выполнения требуемых объёмов  работ на отвале принимаем  один бульдозер Т-500.      

 

        4.5 Подготовка горных пород к выемке

         Породы вскрыши и руда имеют  коэффициент крепости по шкале  проф. Протодьяконова равный 8, и соответственно не могут разрабатываться без предварительного рыхления. В соответствии с принятой системой разработки, в качестве основного способа подготовки горных пород к выемке в данном курсовом проекте принят буровзрывной. 

 

        4.5.1 Бурение взрывных скважин.

         Определим показатель трудности бурения пород вскрыши и полезного ископаемого

                                           (47)

где Q_сж, Q_сдв – пределы прочности пород на сжатие и сдвиг соответственно, мПа;

          y – удельный вес породы, т/м³;

        g – ускорение свободного падения м/с²;

- вскрышные  породы 

- руда 

.

       В соответствии с классификацией  пород по относительному показателю  трудности бурения данные  породы  относятся ко второму классу  и являются породами средней  трудности бурения.  

      Определим оптимальный диаметр бурения взрывных скважин:

                                                                          (48)

где E – ёмкость ковша экскаватора, м³.

         В горных породах средней трудности  бурения с П_б = 5,1÷10 наиболее рационально использование буровых станков шарошечного бурения. Принимаем ближайший стандартный диаметр скважины 250 мм. По техническим характеристикам этим условиям соответствует буровой станок СБШ-250 МН.

          Определим техническую скорость  бурения

м/ч                                             (49)

где Р₀ – осевое усилие подачи бурового станка, кН;

       d_д – диаметр долота, м;

       n – частота вращения долота, с^–1.

         Рассчитаем сменную производительность  бурового станка по формуле    

П_б.см=(Т_см-Т_пз-Т_рп)/(t₀+ t_в), м/см                                  (50)

где Т_см, Т_пз, Т_рп – время продолжительности соответственно смены, подготовительно-заключительных операций и регламентированных перерывов, ч.;

        t₀=1/υ_б, t_в – время на выполнение основных и вспомогательных операций, ч.

         Определим годовую производительность  бурового станка

 пог.м                                    (51)

где  k_и=0,75 – коэффициент использования сменного времени на бурении скважин;

        N_см – количество рабочих смен в сутки;

        Т_раб – количество дней работы бурового станка в течение года.

         Требуемое количество буровых  станков для выполнения годового  объёма работ определим по  формуле

N_б=V_б/(gП_б.г.), шт                                                (52)

 

где V_б – объём пород требующих буровзрывного рыхления, м³;

       g – выход горной массы с 1 погонного метра скважины, м³;

      П_б.г. – годовая производительность бурового станка, пог.м/год.

Расчёты технической скорости бурения, производительности бурового станка на вскрыше и добыче и их потребного количества выполним в форме таблицы:

Расчёт  параметров бурового станка СБШ-250 МН

Таблица 2

Наименование показателя	Единицы измерения	Породы вскрыши	Руда
uб	м/ч	3,3	2,6
t0	ч	0,3	0,38
Пб.см	м/см	33,3	26,8
Пб.г	м/г	71 928	57 888
Nб	шт	1	1

 

         Для обеспечения бесперебойного  бурения взрывных скважин в  случае поломки станка в проекте принимаем 4 станка СБШ-250 МН.

 

          4.5.2 Расчёт параметров скважинных зарядов.

        В качестве основного взрывчатого  вещества в проекте принимаем  граммонит 79/21

         Определим  удельный эталонный расход взрывчатого  вещества

 

q_э=0,2×(σ_сж+σ_сдв+σ_раст+γ*g) г/м³,                                        (53)

 

где:  g=9,8 м/с² – ускорение свободного падения.

- по вскрыше

q_э=0,2×(60+22+12+2,7×9,8)=24,1 г/м³,

- по руде 

q_э=0,2×(80+25+14+3,5×9,8)=30,7 г/м³,

 

         Породы вскрыши и полезное  ископаемое по трудности взрывания  относятся ко II категории, т.е являются породами средней трудности взрывания (по классификации профессора В. В. Ржевского).

          Определим  проектный удельный расход взрывчатого  вещества

 

Q_п=q_э×К_вв×К_д×К_т×К_сз×К_v×К_сп г/м³;                                    (54)

 

где К_д=0,5/d_ср=0,5/0,3=1,67 – коэффициент степени дробления; d_ср- требуемый средний размер куска взорванной породы, м (d_ср=(0,15-0,2) =0,15* =0,3, м);

       К_т=1,16 – коэффициент трещиноватости породного массива;

       К_сз=1,2 – коэффициент сосредоточения заряда;

       К_v= - коэффициент объёма взрываемой породы (при Н_у≤15);

       К_сп=8 – коэффициент числа свободных поверхностей (для 2 свободных поверхностей).

- по вскрыше

q_п=24,1×1×1,67×1,16×1,2×1,08×8=484 г/м³,

- по руде 

q_п=30,7×1×1,67×1,16×1,2×1,08×8=617 г/м³,

 

        Определим  глубину взрывных скважин по  формуле

 

L_скв = Н_у + l_н, м                                                   (55)

 

где Н_у – высота уступа, м;

       l_п = (10÷15)d – длина перебура, м;

       α – угол наклона скважины к вертикали, град.

 

L_скв= 12 + 2,5  = 14,5 м.        

 

        Определим  величину забойки скважин

 

L_з=20×d=20×0,25=5 м.                                             (56)

 

         Определим  длину заряда взрывчатого вещества:

 

L_вв=L_скв–L_з=14,5–5=9,5 м                                            (57)

 

         Определим вместимость скважины 

, кг/п.м                                             (58)

где ∆ – плотность заряжания (при ручном заряжании ∆=0,9 кг/дм³).

       D – диаметр скважины, дм.

    

кг/п.м.      

         Определим линию наименьшего сопротивления для удовлетворительной проработки уступа

         - расчётная  СПП

 м;                                               (59)

 

где: К₁=1,2 – коэффициент, зависящий от трудности взрывания породы;

        m=0,8 – коэффициент сближения скважин;

- по вскрыше

 м.

- по руде

 м.

 

         - предельная  СПП

 м;                                         (60)

где К_в - коэффициент взрываемости породы;

- по вскрыше

м.

- по руде

м.

         - безопасная  СПП

 

 м;                                            (61)

 

где α – угол откоса уступа;

       С=3 м – ширина бермы безопасности.

 

- по вскрыше

 м.

 

- по руде

м.

 

         Величина  расчётной СПП должна удовлетворять следующему условию:

 

W_б≤W_р≤W_п,

8,6≤13,5≤24,7,

9,9≤12≤21,7.

Условие выполняется.

         Определим  расстояние между скважинами  в ряду и между рядами скважин 

А=b= mW_р, м.                                                      (62)

- по вскрыше

а=b= 0,6×13,5=8,1≈8 м.

- по руде

а=b= 0,6×12=7,2≈7 м.

 

         Выполним проверку соответствия  длины заряда величине заряда  в скважине.

1. Рассчитаем объём породы, взрываемой одной скважиной

 

V=а×b×Н_у,м³;                                                     (63)

- по вскрыше

V=8×8×12=768 м³.

- по руде

V=7×7×12=588 м³.

2. Определим выход горной массы с 1 погонного метра скважины

G=V/L_скв,м³;                                                (64)

- по вскрыше

g=768/14,5≈53 м³.

- по руде

g=588/14,5≈ 41 м³.

3. Определим требуемую величину заряда в скважине

 

Q_з=q_п×V, кг;                                                      (65)

- по вскрыше

Q_з=0,484×768≈372 кг.

- по руде

Q_з=0,617×588≈363 кг.

4. Требуемая длина заряда будет составлять

L_зт=Q_з/Р, м;                                                       (66)

- по вскрыше

L_зт=372/44,2=8,4 м.

- по руде

L_зт=363/44,2=8,2 м.

        Требуемый заряд полностью размещается  в скважине, т.к. расчётная длина  заряда составляет 9,5 м. 

         Определим параметры сетки скважин:

1. Определим объём взрываемого блока из условия бесперебойной работы экскаватора в течении 10 дней

м³.                                 (67)

2. Определим длину взрываемого блока

м.                         (68)

где A – ширина заходки экскаватора, м.

3. Количество скважин в ряду будет составлять

шт;                                                 (69)

- по вскрыше

шт.

- по руде

шт.

4. Рассчитаем количество рядов взрывных скважин в блоке

                                                         (70)

- по вскрыше

ряда.

- по руде

ряда.

 

         4.5.3Конструкции зарядов.  Схема коммутации взрывной сети

          В скважинах располагается сплошной  заряд ВВ. Взрывание производим  с помощью СИНВ. Капсюль-детонатор СИНВ-С инициирует (подрывает) патроны аммонита 6ЖВ, для чего три патрона обвязываются детонирующим шнуром, промежуточные детонаторы Т-400Г, ТГ-500 и ТГФ-850Э. Замедление второго ряда скважин осуществляем с помощью устройства СИНВ-Ш с интервалом 25 мс.     

        Конструкции заряда в скважинах  приведены на рис. 6.

Масштаб: горизонтальный 1:50; вертикальный 1:250

Рис. 6. Конструкции зарядов взрывных скважин. А – на вскрышном уступе, б – на добычном уступе.

         В проекте применяем порядное короткозамедленное взрывание при расположении взрывных скважин по квадратной сетке. Для уменьшения развала породы в первую очередь взрывается второй ряд скважин. Первый ряд скважин взрываются с замедлением 25 мс. Инициирование детонации взрывной сети производим с помощью электродетонатора. Замедление внутрискважинное с помощью устройства СИНВ–Ш с интервалом замедления 25 мс.