6.2.2 Расчётный удельный расход ВВ
Расчётный удельный расход qp
выбирают на основе обобщения многолетнего опыта ведения ВР в различных породах
и условиях треста «Союзвзрывпром» и выбранного ВВ граммонита 79/21 с
коэффициентом работоспособности е = 1,0 qp = 0,75 кг/м3.
6.2.3 Параметры взрывных скважин
К основным параметрам взрывной скважины относятся: глубина, диаметр и угол наклона скважины. От этих параметров, а также типа и плотности ВВ, размеров сетки скважин на уступе и порядка взрывания зависит вместимость 1 м скважины, выход взорванной породы (взрываемый объём) на 1 м скважины.
Глубина наклонной скважины:
, м.
Глубина
прямой скважины:
, м,
где α - угол наклона скважины, град.;
Ну = 10 м - высота уступа;
lпер - перебур скважины, необходимый для качественного разрушения пород в подошве уступа, м.
Наклонные
скважины бурят под углом
; при
< 600
весьма затрудняется ручное заряжание скважины россыпными ВВ. При взрывании
наклонных скважинных зарядов, когда угол наклона скважины α равен углу откоса уступа, сопротивление породы
взрыванию постоянно по высоте уступа, отрыв пород происходит, как правило, по
линии скважин, улучшается степень дробления, хорошо прорабатывается подошва
уступа, может быть снижен на 5 - 7% расход ВВ (стр. 99 [2]).
Перебур
скважины необходим для качественного разрушенияпород в подошве уступа и должен
составлять
или рассчитан по формуле, разработанной трестом «Союзвзрывпром»:
, м,
где W - величина линии сопротивления по подошве уступа, м.
Перебур скважин в трудновзрываемых породах при использовании короткозамедленного (КЗ) взрывания может составлять lпер >15dскв. Перебур не производят или дваже не добуривают до подошвы уступа, если нижележащий уступ представлен пластом ПИ или пластичными породами.
Для
любой породы по категории трещинноватости и коэффициенту крепости f
расчётный удельный расход (qp, кг/м3) ВВ для зарядов рыхления при диаметре dз =
200 мм определяется по формуле:
,
где qэ - эталонный расход граммонита 79/21;
е = 1,0 - коэффициент работоспособности ВВ;
kd = 0.85 - поправочный коэффициент на допустимый размер куска;
gр = 3100 кг/м3 - плотность породы.
кг/м3.
Вместимость
1 м скважины:
, кг/м,
где D = 0,7…0,9 - плотность ВВ в скважине, кг/м3.
кг/м3.
Предельная
линия сопротивления по подошве уступа Wп определяется по формуле:
м.
Полученную
величину линии сопротивления необходимо проверить по условию безопасности
ведения работ:
,
где Ну - высота взрываемого уступа, м;
α - угол откоса борта уступа, град;
С
= 3 м - минимально допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки
уступа.
м.
При
этом должно выполняться условие:
.
Если условие не выполняется, то необходимо применять наклонные или парносближенные скважины, котловые заряды. В этом случае линия сопротивления будет определяться:
для
парносближенных скважин
м.
Определим
величину перебура:
м.
Глубина
прямой скважины:
м.
Глубина
наклонной скважины:
Масса заряда в скважине:
кг.
Длина
заряда в скважине:
м.
Длина
забойки принимается:
;
;
.
м.
Принимаем lзаб = 6,5 м.
lзаб должна быть
больше (25…30)dскв или больше (0,5…0,75)W. Если это
условие не выполняется, то делают перерасчёт. Для обеспечения минимальной
ширины развала должно соблюдаться условие
.
Расстояние
между скважинами в ряду:
, м,
где m = (1.66…0.066)f - коэфициент сближения скважин, (здесь f - коэффициент крепости по шкале М. М. Протодьяконова).
Значение m по условию дробления пород принимают: для легко взрываемых пород 1,1 - 1,2; средне взрываемых 1,0 - 1,1; трудно взрываемых 0,85 - 1,0.
Принимаем
m = 0,9.
м.
Расстояние
между рядами скважин:
;
м.
Масса
общего заряда ВВ в скважине:
кг
7 Выемка и погрузка горной массы
Развал породы от первого ряда скважин без подпорной стенки многорядного
КЗ взрывания определяется по формуле:
, м,
где
− коэффициент взрываемости породы (
= 3-3,5 для трудно взрываемых 2,5 - 3 для средне
взрываемых и 2 - 2,5 для легко взрываемых пород);
−
коэффициент дальности отброса породы в зависимости от интервала замедления. При
порядной схеме взрывания для любых τ (время замедления между рядами зарядов, с)
= 1(стр. 163[2]);
−
коэффициент, учитывающий угол наклона скважины к горизонту:
;
−
высота уступа, м;
−
удельный расход ВВ, кг/м3.
м.
Ширина
взрываемого блока определяется:
,м,
м.
м.
где
− планируемая ширина развала блока, кратная
ширине заходки экскаватора, м:
Расчетное
число скважин при b=W:
Принимаем
2 ряда скважин, т.е.
Фактическая
ширина взрываемого блока:
, м
м.
Фактическая
ширина развала взорванной породы:
, м;
Фактическая
ширина экскаваторной заходки:
, м,
м.
где
− количество планируемых заходок.
Высоту развала при однорядном взрывании принимаем на 5% больше высоты уступа, т.е.:
м.
Взрывание
породы на уступе производят отдельными блоками шириной
и длиной
.
Объем
породы взрываемого блока:
, м3.
Для
начала необходимо рассчитать
, для
этого определяю загруженность экскаватора на 2 недели работы, т.е.
м3. Затем определяю ширину взрываемой заходки:
, м,
где
− число рядов скважин;
− расстояние между рядами скважин при
многорядном короткозамедленном взрывании, м.
, м;
м;
м
Отсюда
длина взрываемого блока:
, м;
м.
м3
Расположение скважин в пределах взрываемого блока может быть однорядным или многорядным.
Порядок взрывания скважин на уступе может быть мгновенным или КЗ.
Рациональный
интервал замедления при однорядном взрывании ориентировочно можно определить по
формуле:
, мс,
где
− коэффициент, зависящий от взрываемости породы,
мс/м (для трудно взрываемых пород
=1,5…2,5;
для средне взрываемых
=3…4; для легко взрываемых
=5…6).
мс.
При многорядном взрывании интервал замедления увеличивается на 25%.
Число
скважин во взрываемом блоке определяется:
Выход
горной массы с 1 м скважины:
,
где
− глубина скважины, м.
7.1
Расход ВВ на основные работы
Объем
горной массы, взрываемой одним зарядом ВВ:
, м3
м3.
Общее
число скважин, которое необходимо пробурить за год для заданного объема работ в
карьере :
, скв.,
скв.
где
− годовой объем работ в карьере по горной массе,
м3;
−
коэффициент потерь скважин ,
=1,07.
Общий
объем бурения скважин в карьере:
, м
м.
Годовой
расход ВВ в карьере на основные работы:
, т
т.
7.2
Расход ВВ для разделки негабарита
Объем
негабарита по взрываемому блоку
определяется
в зависимости от трещиноватости породы и содержанию негабарита в породе до
взрыва, по максимальному проценту негабарита после взрыва:
, м3,
м3.
где
− содержание негабарита во взрываемом блоке,
доли единицы;
не более 1,7% [2, стр.131], тогда:
Объем
негабарита во взрываемом блоке после взрыва:
, м3,
м3.
где
− содержание негабарита после взрыва (
=3…5 и дот 15%).
Расход
ВВ на разделку негабарита:
, кг,
кг
где
− удельный расход ВВ для разделки негабарита, кг
\м3.
7.3
Общий расход ВВ в карьере
, т;
т.
.4
Общий удельный расход ВВ в карьере
, кг/м3;
кг/м3.
.5
Производительность буровых станков и их общее количество, необходимое для
выполнения всего объема работ
Показатель
трудности бурения:
,
где
− предел прочности пород на сжатие и сдвиг,
кг/см2;
−
плотность породы.
Все
горные породы, подвергаемые разрушению механическим способом с точки зрения
трудности разрушения делятся на ять классов.Порода с коэффициентом крепости 11
относится к 3 классу - труднобуримые (
=10,1…15),
с учетом этого для бурения принимаем к установке шарошечные станки (
= 5…16) марки 2СБШ-200-32 [2, стр.56].