Расчёт карьера, характеристика района работ и месторождения

Q_э = Q_тех ТК_а, м³/смену

где, Т – длительность смены, Т = 8 ч.

        К_а – коэффициент использования экскаватора при работе с автомобильным транспортом, К_а = 0,75.

Q_э = 1107,7*8*0,75 = 6646,2 м³/смену

        

Суточная Q_сут, годовая Q_г производительности экскаватора определяются по следующим формулам:

Q_сут = Q_э n_см = 6646,2 * 2 = 13292,4 м³/сут;

Q_г = Q_эn_г= 6646,2 * 220 = 14953846,2 м³/год

          где  n_cм – число рабочих смен в сутки; 

                 n_г – число рабочих дней в году.

 

        Геологические  условия месторождения не позволяют  использовать выработанное пространство для размещения пустых пород, поэтому применяют технологию с перевозкой вскришний отвал средствами автомобильного транспорта.

      Горно- подготовительные  работы производятся в течение  всего срока существования карьера и их относительный объем на каждом уступе возрастает с углублением рабочей зоны. Длина фронта уступа уменьшается, а расстояние транспортирования внутри карьера увеличивается.

       Горные работы  развиваются в глубину, рабочая  зона, т.е. число уступов, находятся в одновременной работе в процессе эксплуатации изменяется.

          Технология открытых горных работ рассматривает параметры карьера в их динамике: способы горных выработок, схемы развития горных работ в карьере, способы вскрытия и системы разработки, способы и средства управления качеством продукции, организацию и планирование горных работ в карьере.

      Технология  открытого способа добычи полезных  ископаемых включает два аспекта:  технологию производственных процессов  (выемку, перемещения и складирование  горных пород); технологию открытых  работ ( строительство и развитие по мере отработки месторождения во времени и пространстве карьера как комплекса горных выработок).

     При экскаваторном  способе производятся отбойка  и рыхление горной массы, транспортирование  и отвалообразование.

Экскаваторный способ универсален, посредством его выполняется до 95% объемов горных и массовых земляных работ.

 

       Отбойка  и рыхление скальных пород  осуществляются с помощью буровзрывных работ.

        Станками шарошечного, вращательного  или пневмоударного бурения в  массиве пробуривают скважины диаметром от 160 до 450 мм и глубиной 20-60м, в которых размещают взрывчатое вещество (ВВ). Производительность бурения составляет до 100-120м/смену.

       Буровзрывные  работы на карьерах должны  обеспечивать: необходимое количество взорванной породы и получение кусков, не превышающих определенного размера, запас горной массы, необходимый для бесперебойной работы экскаваторов, и установленной по высоте и ширине навал взорванной массы.

     

     Расположение  скважин в пределах взрываемого блока принимают многорядными.  Параметрами серии взрываемых зарядов при их однорядном расположении являются расстояние α между скважинами в ряду, а при многорядном – расстоянии между скважинами α, между рядами скважин b и число рядов n.

    Величина α  и b должны обеспечивать равномерное распределение зарядов во взрываемом блоке. Они зависят от взрываемости пород, анизотропии массива, требуемой кусковатости, высоты уступа, диаметра скважин и схемы взрывания. Порядок взрывания влияет на качество дробления, проработку подошвы уступа и форму развала взорванной породы.

  Для более эффективного  взрыва принимают порядок взрывания  короткозамедленный многорядный. К основным параметрам скважин относятся: глубина, диаметр и угол наклона скважин. От этих параметров, а также типа и плотности ВВ размеров сетки скважин на уступе и порядка взрывания зависит: масса заряда, вместимость 1 метра скважины, выход взорванной породы с 1 метра скважины и конструкция заряда. 

   

1 Выбор взрывчатых веществ

 

В качестве взрывчатого вещества используем  Аммонит 6 ЖВ.

Таблица 1

Взрывчатые вещества и область их применения.

Условия размещения заряда ВВ	Коэффициент крепости взрываемых пород по шкале М.М.Протодьяконова
	f  < 12	f  > 12
1	2	3
Сухие скважины, шурфы, траншеи   Сухие скважины, шурфы, траншеи	Гранулиты: М, С-6М АС-4, АС-4В Граммонит 79/21 Игданит	Аммонит 6ЖВ Граммониты 50/50, 30/70 Акватол Т-20 (ифзанит Т-60, ГЛТ-20) Карбатол 15Т, ГЛ-10В Акванал А-10
Сухие шпуры	Гранулиты: М, АС-4, АС-4В Игданит	Аммонал М-10 Аммонит 6ЖВ Детонит М Гранулит АС-8В Скальный аммонит N3
Обводненные скважины, шурфы траншеи	Гранулотол Аммонит 6ЖВ в полиэти- леновых патронах Гранипор ПЗФ     Акватол Т-20 (ифзанит Т-020)	Гранулотол Граммониты 50/50, 30/70 Гранипор ПЗФ Алюмотол Аммонал скальный N3 в поли- этиленовых патронах Карбатолы ГЛ-15Т, ГЛ-10В Акватол Т-20 (ГЛТ-20) Акватолы:ГЛА-20, А-10
Обводненные шпуры	Аммонит 6ЖВ в полиэти- леновых патронах	Детонит М Аммонал-200 Аммонал скальный N3 в поли- этиленовых патронах

2 Расчет  скважинных зарядов рыхления

Определение требуемой  крупности дробления породы.

Определяем допустимый максимальный размер кусков раздробленной породы (d_max, м) исходя из:

1. Вместимости ковша экскаватора:

 

 

 

где V_э - емкость ковша экскаватора, м³.

,

м.

2. Вместимости транспортных средств:

                                       

 

где V_т - емкость кузова, м³ ,

,

м.

3. Размеров приемных устройств, грохотов, дробилок:

 

Для дробилки величина d_max следующая:

 

Дробилки конусные        ККД-900   

d_max, м                           0,75             

 

 

В качестве допустимого максимального размера куска  d_max  принимаем d_max= 0,75м.

Выбор оптимального диаметра скважины

Диаметр скважины принимаем с учетом категории породы по

 трещиноватости  и допустимого размера куска (d_max) взорванной породы.

Таблица 2

 Рекомендуемые параметры взрывания для различных пород

 

 

 

 

 

 

 

Блочность  массива (категория трещиноватости)	Соотношение размеров максимальной  отдельности и кондиционного куска	Требуемое воздействие на массив	Диаметр скважины,  мм	Схемы КЗВ
Мелкоблочный (I-II категории)	1	Разделение отдельностей практически без дробления	250	Порядная
Среднеблочный (III категории)	1-2	Дробление отдель-ностей максимум  на 2 части	200÷250	Диагональная с увели-ченным W
Крупноблочный ( IV-V категории)	2	Интенсивное дробление отдельностей	200	-"-

 

Расчетный удельный расход ВВ

 

Расчетный удельный расход (q_p , кг/м³) ВВ определяем по формуле:

 

q_р = q_э ^. е ^. k_d ^. ρ/2600,

 

где q_э - эталонный расход граммонита 79/21 при кондиционном размере         кусков 500 мм, кг/м³ (табл. 6);

        е   -  коэффициент работоспособности  ВВ (табл. 7);

        k_d -  поправочный коэффициент на допустимый размер куска (табл. 8);

        ρ   -  плотность породы, кг/м³.

,

кг/м³.

 

Таблица 3

Эталонный расход граммонита 79/21

 

Категория трещиноватости породы	Эталонный расход ВВ при  крепости породы  f, кг/м3
	2 ÷ 5	6 ÷ 10	11 ÷ 20
I II III IV V	< 0,3 0,4 0,65 0,85 1	< 0,35 0,5 0,75 1 1,2	< 0,45 0,6 0,9 1,2 1,4

Таблица 4

Значение поправочного коэффициента    е    для различных ВВ

 

ВВ	е	ВВ	е
Акватол М-15 Граммонал А-45 Карбатол ГЛ-10В Граммонал А-8 Аммонит скальный N1 Аммонал скальный N3 Детонит М Алюмотол Гранулит АС-8 (АС-8В) Аммонал водоустойчивый	0,76 0,79 0,79 0,80 0,80 0,80 0,82 0,83 0,89 0,90	Акватол МГ Акватол АВМ Гранулит АС-4 (АС-4В) Аммонит N 6ЖВ Граммонит 79/21 Ифзанит Т-80 Граммонал А-50 Ифзанит Т-60 Гранулит М Игданит Гранулотол	0,93 0,95 0,98 1,0 1,0 1,08 1,10 1,10 1,13 1,13 1,20

Таблица 5

Поправочный коэффициент на допустимый размер куска (d_max)

 

Допустимый размер куска dmax, м	0,250	0,500	0,750	1,0	1,25	1,5
kd	1,3	1,0	0,85	0,75	0,7	0,65

 

Определяем диаметр скважины по методике треста «Союзвзрывпром».

      ___      _______

d = 28 Н_у √q/∆ = 28 * 12 * √0,57 / 0,9 = 267,2 мм

Применяем шарошечный буровой станок СБШ-250МНА-32 с диаметром скважины d = 269,9 мм.

Сменная производительность бурового станка.

 

Пб.см = Тсм/(То + Тв*Кирв), м.

где, Тсм – продолжительность смены, Тсм = 8 часов.

        То – продолжительность основных операций.

               То = 1/Vб, где Vб – техническая скорость бурения, м/ч.

То = 1/21 = 0,05 ч.

         Тв – продолжительность вспомогательных операций.

Тв = (t1 + nc*t2)/ Lс

t1 – время переезда станка для бурения следующей скважины, мин. t1= 10 мин.

nc – число удлинений бурового става, округляется до целого числа,

nc = Lс / lшт = 14,3 / 10 = 1,43 ≈ 2, где lшт – длина штанги (lшт = 10 метров).

t2 – время удлинения става, t2 = 4 мин.

Тв = 0,17+2*0,07= 0,31 часа.

Кирв – коэффициент использования бурового станка во времени в течение смены, Кирв = 0,7

Пб.см = 8/(0,05 + 0,31*0,7) = 31,8, м/смену.

 

Годовая производительность бурового станка.

 

Пб.г = Пб.см *nсм*nдн,

где, nсм – кол-во рабочих смен в сутки, nсм = 2 смены,

        nдн – кол-во рабочих дней, nдн = 220 дней,

Пб.г = 31,8 *2*220 = 13992 м,

 

Число буровых  станков на карьере 

 

Nб ст = L^Бскв / Пб.г

где, L^Бскв – общий объем бурения скважин в карьере, м.

L^Бскв = Lс * Nскв = 14,2* 23572= 337059,6 м.

Nскв – кол-во скважин, которое необходимо пробурить за год для заданного объема работ в карьере.

Nскв = Vр/ V*kпот = 18367388,1 / 728,2*1,07 = 23572 шт

V – объем горной массы взрываемой одним зарядом ВВ.

V = Ну*а*W = 12*7,4*8,2 = 728,2 м³

а = 0,9*W = 0.9*8,2 = 7,4 м, расстояние между скважинами.

Kпот = 1,07, коэффициент потерь скважин.

Nб ст = 337059,6 / 13992 = 24 буровых станка.

Параметры буровзрывных работ

 

По выбранным значениям диаметра заряда (d_з), расчетного удельного расхода ВВ вычисляем параметры скважинных зарядов (рис. 1).