Материал: Технология открытого способа разработки месторождений

Внимание! Если размещение файла нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам

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].