Режим работы карьера, общая организация работ в карьере

В соответствии с нормами технологического проектирования для данных условий принимается круглогодичный режим работы карьера, при шестидневной рабочей неделе. Количество рабочих дней в году равно 300. Суточный режим работ трехсменный, продолжительность рабочей смены — 8 часов. Число рабочих смен в году — 900.

Определение границ карьерного поля.

По условию размеры карьера по поверхности составляют 1 000 460 м.

Глубина карьера определяется по формуле:

м;

где: киз — коэффициент извлечения запасов полезного ископаемого (0,95−0,97);

кгр — граничный коэффициент вскрыши;

м — горизонтальная мощность залежи;

м;

С учетом принятых углов наклона бортов карьера размеры карьера по дну составят.

Длина карьера по дну:

м;

Ширина карьера по дну:

м.

где: А — длина карьера по верху, А = 1000 м;

В — ширина карьера по верху, В = 460 м;

б, бґ - углы откосов нерабочего и рабочего бортов карьера;

Н — глубина карьера, м;

м;

м.

ПОДГОТОВКА ГОРНОЙ МАССЫ К ВЫЕМКЕ

Подготовку горных пород к выемке осуществляем буровзрывным способом.

Буровые работы

Выбор и обоснование бурового оборудования Первоначально выбираем диаметр скважины. При показателях трудности бурения 10 и 11,8 выбираем dскв = 243 мм.

Буровые станки шарошечного бурения в настоящее время получили широкое распространение при бурении скважин диаметром 160−320 в породах с Пб > 5. По коэффициенту крепости выбираем станок СБШ-250МН.

Таблица 3.1 [IV] Техническая характеристика бурового станка СБШ-250МН.

Технологические расчеты параметров буровых работ Определяем техническую скорость бурения по формуле:

Vб.ш. = 2,5· Р0·nв·10−2/(Пб·dд2), м/ч; [I].

где: Р0 — усилие подачи, Р0 = 294,3 кН;

nв — частота вращения штанги nв = 16,43 с-1;

dд — диаметр долота — dд = 0,214 м;

Vб.ш. = 2,5· 294,3·16,43·0,01/(11,8·0,2432) = 14,7 м/ч;

Определяем сменную производительность станка по формуле:

м/смену; [II].

где: Кпр — коэффициент, учитывающий внутрисменные простои бурового станка, Кпр = 0,75ч0,85;

Тсм — продолжительность смены, Т = 8 ч;

Тпз — время на подготовительные и заключительные работы, Тпз = 0,5 ч;

Тр — регламентированный перерыв, Тр = 1 ч;

tв — вспомогательное удельное время бурения скважин, tв = 0,033ч0,066 ч/м;

tо — удельное основное время бурения скважин, ч/м:

tо = 1/Vб, ч/м;

tо = 1/14,7 = 0,068 ч/м;

м/смену;

Выбранный буровой станок СБШ-250МН имеет ряд достоинств высокая скорость бурения, при работе станка не требуется доставка воды и тяжелого инструмента (долот), возможность регулировки осевого давления и числа оборотов в широких пределах, возможность бурения наклонных скважин. Также имеются и недостатки: большая масса станка, недостаточная стойкость шарошек и большой их расход.

Оценка взрываемости горных пород осуществляется по эталонному расходу (г/м3) взрывчатого вещества — аммонита 6ЖВ.

Определяем эталонный удельный расход ВВ по формуле:

qэ = 2*10−1(усж+ усдв+ ураст+г· g), г/м3; [II].

где: усж, усдв, ураст — пределы прочности горной породы на сжатие, сдвижение и растяжение, МПа: усж = 125 МПа; усдв = 19,2 МПа; ураст = 10,8 МПа;

г — плотность горной породы, г = 2,5 т/м3;

g — ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2;

qэ = 2*10−1(125 + 19,2 + 10,8 + 2,5· 9,8) = 24,5 г/м3;

Определяем проектный удельный расход ВВ по формуле:

qп = qэ * Квв * Кд * Ктр * Ксз * Ку * Коп, г/м3; [II].

где: Квв — переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ.

(аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере:

Квв = 1,2;

Кд — коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:

Кд = 0,5/dср;

где: dср — требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м:

dср = (0,1…0,2)*, м;

где: Е — емкость ковша применяемой модели экскаватора (ЭКГ-6,3УС), м3: 6,3 м³;

dср = 0,2*= 0,36 м;

Кд = 0,5/0,36 = 1,47;

Ктр — коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещиноватостью породы:

Ктр = 1,2*lср +0,2;

где: lср — средний размер структурного блока в массиве: lср = 0,7 м;

Ктр = 1,2*0,7 + 0,2 = 1,4;

Ксз — коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда в скважине: Ксз = 1,1;

Ку — коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:

Ку =, при Ну?15 м;

где: Ну — высота уступа: Ну = 10 м;

Ку = = 1,2;

Коп — коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем характерным для короткозамедленного многорядного взрывания:

Коп = 3,5;

qп = 24,5*1,2*1,47*1,4*1,1*1,2*5,5 = 232,9 г/м3;

Определяем глубину скважины по формуле:

Lс = Hу/sinв + lп, м; [II].

где: в — угол наклона скважины к горизонту: в = 90°;

lп — перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:

lп = (10ч15)*dскв, м;

где: dскв — диаметр скважины, dскв = 0,243 м:

lп = 10*0,243 = 2,43 м;

Lс = 10/1 + 2 = 12 м;

Определяем длину забойки по формуле:

lзаб = (20ч35)*dскв, м;[II].

lзаб = 25*0,243 = 6 м;

Определяем длину заряда по формуле:

lзар = Lc — lзаб, м;[II].

lзар = 12 — 6 = 6 м;

Определяем вместимость скважины по формуле:

с = р*dc2*Д/4, кг/м;[II].

где: Д — плотность заряжания ВВ в скважине: при ручном заряжании Д = 900…1000 кг/м3;

с = 3,14*0,2432*1000/4 = 46,3 кг/м;

Определение линии наименьшего сопротивления:

Исходя из качественной проработки подошвы уступа, величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле С. А. Давыдова:

м;[II].

где: Кm — коэффициент, учитывающий трещеноватость породы в массиве:

Кm = 1,1;

= 8,2 м;

Исходя из условия достижения требуемой степени дробления породы, линия наименьшего сопротивления по подошве уступа составит:

м; (3.10)[II].

10,8 м Исходя из условий обеспечения безопасного обуривания уступа (только при вертикальных скважинах), величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле:

м;[I].

5,7 м;

Бурение вертикальных скважин допускается, т.к. минимальное из значений W1 и W2 соответствует условию безопасности ведения буровых работ.

Определяем расстояние между скважинами в ряду по формуле:

а = m*М, м;[I].

а = 1*8,2 = 8,2 м;

Определяем расстояние между рядами скважин при квадратной сетке по формуле:

b = а, м;[I].

b = 8,2 м;

Определяем ширину развала взорванной массы при многорядном короткозамедленном взрывании по формуле:

Вм = кз*Во + (nр — 1)*b, м;[II].

где: nр — число рядов скважин, nр =3;

кз — коэффициент, зависящий от интервала замедления, кз = 0,85;

Во — ширина развала взорванной горной массы при однорядном взрывании:

Во = кв*кb*Hу, м;[II].

где: кв — коэффициент, учитывающий наклон скважин:

кв = 1 + 0,5*sin2(90-в);

кв = 1 + 0,5*0 = 1;

кb — коэффициент, учитывающий взрываемость породы, кb = 2ч2,5;

Во = 1*2*10 = 18,1 м;

Вм = 0,85*18,1 + (3−1)*8,2 = 31,8 м;

Определяем высоту развала по формуле:

Нр = (0,8ч1)* Hу, м;[II].

Нр = 0,9*10 = 9 м;

Определяем средний выход взорванной массы по формуле:

м/м3;[II].

= 59,3 м/м3;

Определяем необходимое количество буровых станков по формуле:

N = П· К/(Qсм·n·nгод·V), ед.;[IV].

где: П — производительность карьера по горной массе, П = 2430 тыс. м3/год;

К — коэффициент резерва станков, К = 1,2ч1,25;

n — число смен работы станков в сутки, n = 3;

nгод — число рабочих дней бурового станка в году, nгод = 300;

V — выход горной массы с 1 м скважины:

V = а· b/Ну, м3;

V = 8,2· 8,2/15 = 4,5 м³;

N = 2430· 103·1,2/(44·3·300·4,5) = 2 станка;

Схема к расчету параметров буровзрывных работ.