Процессы открытых горных работ

                 -удельная потенциальная энергия принятого ВВ, 417940 ;

                 -скорость нагружения массива при взрыве (для промышленных ВВ                       );

                

- коэффициент полезного действия взрыва, 

 Возможная  скорость разлета кусков взорванной  горной массы:

         где:

                     - плотность взрываемых пород, .

Удельный расход ВВ на перемещение взорванных пород:

         где:

                         -коэффициент разрыхления. 1,4 .

Суммарный расход ВВ:

         Диаметр скважинного заряда

         

, м,

         где:

                         с-расстояние от верхней бровки уступа до скважины, м;

                    Hу-высота уступа, м

                           α-угол откоса уступа, град;

                           τ- коэффициент использования скважины

                               m- коэффициент сближения скважин

м

         dскв=250 мм по выбранному буровому станку  «Хаусхерр» НВМ 250/300

        Расчет величины линии сопротивления  по подошве.

где:

Р- вместимость 1м скважины,

;

где:

                                  -диаметр скважины, м;

                                         -плотность заряжания, ;

-расчетный удельный расход  ВВ,

l- глубина скважины, м

кг/м

Принимаем линию сопротивления по подошве 7,8 м.

Условия безопасности бурения скважин первого ряда:

                Условие  ; не выполняется.

Расстояние  между зарядами в ряду:

Расстояние  между рядами скважин при короткозамедленном взрывании:

           

Перебур скважины:

Глубина скважины:

          где:

-угол наклона скважины к  горизонту.

Длина забойки:

Длина заряда в скважине:

              где  -масса заряда в скважине, кг

Применяем рассредоточенный заряд.

Полученная  длина заряда проверяется по условию:

Объем одновременно взрываемого блока:

   Интервал  замедления:

           где:

                             -коэффициент, зависящий от взрываемости породы, =3

               Принимаем  и выбираем пиротехническое реле РП-8

       Принимаем диагональную с порядно-последовательным взрыванием схему коммутации ВВ при  многорядном короткозамедленном взрывании.

Ширина развала  при многорядном короткозамедленном взрывании без подпорной стенки:

        где  -число рядов скважин;

              -расстояние между рядами скважин;

             

-коэффициент дальности отброса взорванной породы, =0,9

        где:

- коэффициент, характеризующий  взрываемость пород,  =2

   - коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту.

 

Ширина заходки:

Rчу- радиус черпания на горизонте установки

Ширина развала  при взрывании зарядами:

          где:

-количество заходок,  =2

Тогда:

 

Высота развала:

Длина взрываемого  блока равна:

          где:

                 -оптимальная продолжительность бесперебойной работы экскаватора, сут.;

                 -число смен работы экскаватора в сутки;

                -сменная производительность экскаватора, .

         где :

             -длительность смены, ч;

        - длительность цикла экскаватора, с;

             -коэффициент использования экскаватора во времени;

        - коэффициент наполнения ковша;

        -коэффициент разрыхления пород  в ковше;

        -коэффициент экскавации

       

 

Ширина взрываемого блока 

       Тогда:

       

Выход взорванной массы с 1м скважины:

        где:

             - сопротивление по подошве первого ряда, м;

        -количество рядов взрываемых скважин;

         - расстояние между рядами скважин;

         - среднее расстояние между скважинами в ряду, м;

         -высота уступа, м;

         -средняя глубина скважин, м.

Lскв=13,75м, всего в ряду

=(196,5/8)+1=26 скважин, в блоке 4 ряда всего скважин 104.

Lобщ=13,75

.

Для производства взрыва необходимо применить электродетанаторы ЭД-8Э 2 и пиротехнические замедлители типа РП-8 и 36952кг порэмита,  для изготовления патрона-боевика применяются шашки ТГФ-850.

  1.3.Производительность буровых станков

     Сменная производительность бурового станка без учета внеплановых простоев:

, м/смену, (1.42)

где: Т_см, Т_пз, Т_р – продолжительность смены, подготовительно-заключительных операций и регламентированных перерывов в смене (Т_см = 8 ч; Т_пз + Т_р = 0,5 ÷ 1 ч, принимаем Т_пз + Т_р = 1 ч);

       t_о и t_в – основное и вспомогательное время на бурение 1 м скважины (для шарошечного бурения t_в = 2,5 ÷ 5 мин, принимаем t_в = 5 мин = 0,083ч), ч.

, ч, (1.43) 

где: υ_б – техническая скорость бурения скважин, м/ч.

– для  шарошечного бурения, м/ч:

, м/ч, (2.44) 

где: d_д – диаметр долота (d_д = 0,243 м), м;

      Р_о – усилие подачи (Р_о = 11 кН/см = 11 · 24,3 = 267,3 кН- для руды, Р_о = 9 кН/см = 9 · 24,3 = 218,7 кН для вскрыши.), кН;

      n_в – частота вращения бурового става, с^-1.

     На  практике частота вращения бурового инструмента составляет 0,6 ÷ 2 с^-1 при усилии подачи 18  - 7 кН на 1 см диаметра долота, принимаем n_в = 2 с^-1.

по  руде:

, м/ч;

, ч;

, м/смену;

по  скальным породам:  

, ч

 м/смену.

     Годовая производительность бурового станка, м/год:

L_г.ст = υ_б · Т_см · n_см · N · k_и, м/год,    (1.45)

где υ_б – скорость бурения, м/см;

      n_см – число рабочих смен станка в сутки (n_см = 3);

      N – число рабочих дней в году (N = 357);

      k_и – коэффициент использования станка (k_и = 0,35 ÷ 0,5 – при двухсменной работе), принимаем k_и = 0,5).

по  руде:

L_г.ст = 45,2  · 3 · 357 · 0,5 =  24204,6 м/год;

по  скальным породам:

L_г.ст = 46,1  · 3 · 357 · 0,5 =24686,6 м/год.