Открытая геотехнология

 

lп = (0,1¸0,25)×h= 0,2*15=3 м,                   (17)

 

 

Рассчитаем с точностью до 0,5 м глубину скважины:

 

,                                              (18)

 

где Lс - глубина скважины, м;

      b - угол наклона скважины к горизонту, град.;

      lп- длина перебура, м,

 

 метров,

 

Диаметр скважины:

 

dc = Kp.c × dд=1,1*320=352 мм.                       (19)

 

где dс- диаметр скважины, мм;

       dд- диаметр долота, мм;

       Кр.с-коэффициент расширения скважины при бурении

              (изменяется от 1,05 в монолитных породах до 1,2 в чрезвычайно

               трещиноватых) (табл.2).

 

Определим сменную производительность бурового станка по формуле       

 

 

,                                   (20)

 

где Пб - сменная производительность бурового станка, м;

       Тсм - продолжительность смены, мин.;

       Тп.з - продолжительность подготовительно-заключительных операций,

                 мин., Тп.з = 20÷30;

       Тр - продолжительность регламентированных перерывов, мин.

      Тр = 10÷30;

       Тв.п - внутрисменные внеплановые простои, мин.,

       Тв.п = 60÷90;

        t0 - основное время, затрачиваемое на бурение 1м

                скважины, мин.;

       tв - продолжительность вспомогательных операций при бурении

             1 м скважины, мин.

 

 

 м/смену.

 

Находим годовую производительность бурового станка по формуле

 

 

Пб.г = Пб × Nсм.б ,                                     (21)

 

 

где Пб.г - производительность бурового станка, м/г;

      Nсм.б - количество рабочих смен бурового станка в течение года (табл.19)

 

 

Пб.г = 48 × 685=32880 м/год.

 

Согласно исходных данных в таблице 2, выбираем ВВ заводского изготовителя – Гранулит М (табл. 20).

 

 

Определим линию сопротивления по подошве (ЛСПП):

 

 

,                                   (22)

 

 

где W - линия сопротивления по подошве, м;

       Кв - коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве

               (табл. 21);

        dс - диаметр скважины, м;

        D - плотность заряжания ВВ в скважине (табл. 22), кг/м3;

       m - коэффициент сближения зарядов (табл. 21);

        Квв - переводной коэффициент от аммонита №6 ЖВ к принятому

                 ВВ (табл. 22);

         g - плотность породы (табл. 2), кг/м3.

 

=14,42 метров

 

Линия сопротивления по подошве с учетом требования безопасности ведения буровых работ у бровки уступа:

 

 

Wб=dп+h×(ctga-ctgb),                                 (23)

 

где Wб- значение ЛСПП по возможности безопасного обуривания уступа, м;

        dп- ширина возможной призмы обрушения (табл. 13),м.

 

 

Wб=dп+h×(ctga-ctgb)=3,5+15(ctg70-ctg90)=8,9 м.

 

 

Проверим соответствие расчетной ЛСПП требованиям ведения буровых работ:

W ³ Wб                                      (24)

 

 

14,42³ 8,9;

 

Принимаем W=8,9 м.

 

     Найдем длину заряда по формуле

 

 

lвв = Lс - lз  - lпр                                         (25)

 

где lвв - длина заряда ВВ, м; 

        lз - длина забойки, м; 

 

 

lз = (20-35)dс =7,04 ≈ 7 м                                                                    

 

lпр - длина промежутка (при сплошном заряде lпр=0), м,

 

lпр = (8-12)dс=2,82 ≈ 3 м                                                    

 

          lвв =18-7-3=8 м.

 

Определяем массу заряда в скважине по формуле

 

 

Qз = 7,85 × d2с × D × lвв                                                    (26)

 

           где Qз - масса заряда, кг;

           dс - диаметр скважины, дм.

 

Qз=7,85*3,522*0,8*8=622,5 кг.

 

Определяем массу нижнего заряда:

 

QЗН=0.7*622,5=436 кг

 

Определяем массу верхнего заряда:

 

QЗН=622,5-436 кг=186,5 кг

 

 

Исходя из объема породы, взрываемой зарядом, его масса

 

 

Qз = q × a × b × h,                                   (27)

 

 

где q - удельный расход ВВ (табл. 23), кг/м3;  

        а - расстояние между скважинами в ряду, м; 

        b - расстояние между рядами, м.

 

Qз =0,7*7,7*7,7*15=622,5 кг

 

Породы по взрываемости – легковзрываемые, поэтому сетку скважины применяем квадратную.

 

=7,7 м                                                                  (28)

 

а=b=7,7м.

 

Проверяем возможность преодоления расчетной ЛСПП взрывом заряда ВВ установленной массы:

 

.                                                                                                 (29)

 

14,42≤7,7

 

     Условия не выполняется, поэтому в первом ряду используем  парносближенную скважину.

     Определим массу заряда во второй парносближенной скважине:

 

Q’з = W’× h × q × (a’ - a),                                        (30)

 

где W’ - ЛСПП при парносближенных скважинах (1,4*W), м;

      а’ - расстояние между смежными парами скважин (1.4*a ), м.

 

Q’з = 1.4*14,42*15*((1.4*7,7)-7,7)=932 кг;

 

Вычисляем объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой:

 

Vбл = Qсм.п × nсм × nд,                                                 (31)

 

где Vбл - объем взрываемого блока, м3;

       Qсм.п - сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м3;

       nсм - число рабочих смен экскаватора за сутки, ед;

        nд - норматив обеспеченности экскаватора взорванной горной массой,

               сут.

 

Vбл =2659*3*10=79773 м3.

 

Определить длину блока по формуле

 

                                       (32)

 

где Lбл - длина блока, м;

      nр - число взрываемых рядов скважин (табл.24), ед.

 

м. 

 

Находим число скважин, взрываемых в одном ряду, по формуле

скважины   (33)

                  

 

Вычисляем общий расход ВВ на блок, кг:

 

 

Qв.б = Qз × nскв × nр+ Qз × nскв =622,5*19*4+622,5*19=59138 кг 

                                 

 

Рассчитываем выход горной массы с 1 м скважины, м3:

 

.                                    (34)

 

 

м3, 

 

 

 

Найти интервал замедления, мс:

 

t = 1,25 × Кз × W,                              (35)

 

 

где Кз-коэффициент, зависящий от взрываемости пород (табл. 21).

 

t = 1,25 ×4 ×14,42=72,1≈75мс

 

     По расчетной величине t подбираем ближайшее стандартное пиротехническое реле РП8-75мс. Схема коммутации – порядная поперечными рядами.

 

Рассчитаем ширину (В, м) развала взорванной горной массы:

 

В = (1,5÷2.5)×h+b×(nр – 1).                          (36)

 

В=1,5*15+7,7(4-1)=45,6м

 

Определим высоту (hр, м) развала:

 

hр = (1,0÷1,2)×h.                           (37)

 

hр =1*15=15м

 

Найдем инвентарный парк буровых станков по формуле

 

 

,                                               (38)

 

где Аг.м - годовая производительность по горной массе, т;

          Пб.г - годовая производительность бурового станка, м.

 

 

17 ед.

 

 

6.2. Выемочно-погрузочные работы

 

 

Определим ширину экскаваторной заходки при погрузке горной массы в средства транспорта

 

А = (1,5÷1,7)×Rч.у.                                                     (39)

 

А=1,7*14,3=24,31≈24 м.

 

Определим количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы

 

≈2 проходки                           (40)

 

где nп – количество проходов экскаватора по развалу взорванной

             горной массы, ед;

       В – ширина развала взорванной горной массы, м.

 

Определяем сменную производительность экскаватора:

 

,                                    (41)

где Е – вместимость экскаваторного ковша (прил. 1);

      Тсм – продолжительность смены, ч;

       Кз – коэффициент влияния параметров забоя (Кз = 0,7-0,9);

       Кн – коэффициент наполнения ковша (Кн = 0,6-0,75);

       Кр – коэффициент разрыхления породы в ковше (Кр = 1,4-1,5);

       Кпот – коэффициент потерь экскавируемой породы (табл. 26);

       Ку – коэффициент управления, зависящий от порядка отработки забоя,

              квалификации машиниста, наличия средств контроля и автоматики

              (табл.26);

        Ки – коэффициент использования экскаватора в течение смены,

                учитывающий организационные и технологические перерывы

               (табл. 26).

 

 

,    

 

 

Вычисляем годовую эксплуатационную производительность экскаватора:

 

Qэ.г = Qэ.см×Nсм.э,                                    (42)

 

где Qэ.г – годовая эксплуатационная производительность экскаватора, м3;

       Nсм.э – количество рабочих смен экскаватора в течение года для

                  принятого режима работ карьера (табл. 28).

 

Qэ.г = 2659*785=2087401м3

 

 

Найдем инвентарный парк экскаваторов:

 

 

,                                                   (43)

 

где Nэ.и – инвентарный парк экскаваторов, ед;

       Аг.м – годовая производительность карьера по горной массе, т;

       γ – плотность пород, т/м3.

 

,

 

Определить общую продолжительность транспортного цикла (оборота)

 

Тоб = tп + tгр + tр + tпор + tож ,                         (44)

 

где Тоб – время полного оборота транспортного средства, ч;

       tп – время погрузки, ч;

       tгр – время движения с грузом, ч;

       tр – время разгрузки состава (автосамосвала), ч;

       tпор – время движения порожняка, ч;

       tож – время задержек в пути, ожидания погрузки и разгрузки

              (табл. 29 и 30), ч.

 

 

Тоб =0,18+0,79+0,42+0,05=1,44,

 

 

Время погрузки вычисляется, исходя из фактической грузоподъемности.

 

Фактическая грузоподьемность самосвала.

 

     При погрузки одноковшовыми экскаваторами qф и Vф устанавливается по числу ковшей, загружаемых в кузов:

 

 ковшей              (45)       

 

Где q – паспортная грузоподъемность,т.          

 

,                     (46)

 

 

.                                  (47)

 

Время погрузки:

 

tп                                                         (48)

 

где Qэ – эксплуатационная производительность экскаватора,

       Кн.в – коэффициент наполнения кузова (1,15);

      Крв – коэффициент разрыхления породы в кузове (1,1).

 

Время движения автосамосвала:

 

tД=2*Lтр/Vср, ч

 

где Lтр – расстояние транспортировки (табл.1), км

      Vср – средняя скорость движения в обоих направлениях

              (табл.32), км/ч

 

tД=2*11/28=0,79 ч.

 

Время разгрузки автосамосвала:

 

tр=0,042 ч.

 

Рассчитаем сменную производительность подвижного состава

 

 

,                                     (49)

 

где Qт – сменная производительность подвижного состава, т;

      Тсм – продолжительность смены, ч;

       Ки = 0,9 – коэффициент использования сменного времени подвижным

               составом.

 

 

 

При закрытом цикле рабочий парк автосамосвалов обслуживающих один экскаватор:

 

Nр.а = Qэ.см×·γ/ Qт.                                          (50)

 

 

Nр.а =2659*2,7/1023=7,01≈7 ед.

 

 

 

Определим суточный (Lсут, км) пробег автосамосвала:

 

км                               (51)

 

 

Вычисляем инвентарный парк автосамосвалов:

 

Nи.а=Nэ.п.Nр.а/G                                                  (52)

 

где Nи.а – инвентарный парк автосамосвалов, ед;

      Nэ.и – инвентарный парк экскаваторов, ед;

      G  - коэффициент технической готовности (табл 34).

 

Nи.а=8*7/0,76=73 ед.

 

 

 

6.4 Бульдозерное отвалообразование  при автотранспорте

 

Выбираем высоту отвала (табл. 35):

 

Нотв=30 м.

 

Определяем удельную  приёмную способность отвала (м3)

 

Wо = Vф·λ/bа,                                      (53)

 

где λ = 1,5 – коэффициент кратности разгрузки по ширине кузова

                     автосамосвала;

       bа – ширина кузова автосамосвала (7,64), м.

 

Wо =60*1,5/7,64=11,8 м3/м.

 

Вычисляем длину отвального участка по условиям планировки (м)

 

Lоп = Qбо/Wо,                                   (54)

 

где Qбо – сменная производительность отвального бульдозера (табл. 37), м3.

 

Принимаем бульдозер ДЗ-118 на базе ДЭТ-250

 

Lоп =1250/11,8≈106 м

 

Определяем количество одновременно разгружающихся автосамосвалов на отвале:

 

авт.                                  (55)                                

 

где tМО – время маневров автосамосвала при разгрузке (60-100с);

      Nар – количество автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течении

               часа.

 

авт.

 

Где kнер – коэффициент неравномерности работы автосамосвалов (1,3);