Технологии открытых горных разработок (стр. 2 из 4)

На результат взрыва большое влияние оказывает величина W, которая зависит от диаметра скважин, высоты уступа и угла наклона его откоса, мощности ВВ, плотности заряжания.

Величина преодолеваемого сопротивления по подошве(СПП)

где р=0,785*

-вместимость ВВ на 1 м скважины, кг/м;

d- диаметр скважины, м;

-плотность заряжания скважины ВВ, кг/ м ;

=0,6 0,9-расчетный удельный расход ВВ, кг/ м ;

-угол наклона скважин, град.

41,7 кг/м.

W=(0,9*(41,7/0,7)½)/sin90=6,95

Величина сопротивления по подошве проверяется по условиям безопасного размещения бурового станка на площадке уступа, м;

где

=10-15-высота уступа, м ;

-угол откоса уступа, град;

с≥3м-минимальное допустимое расстояние от верхней бровки уступа до оси скважины, м;

=10*ctg70+3=6,63

Обязательное условие W≥

, 6,95≥6,63-выполняется.

Длина скважины, м

12,43

где h_y – высота уступа, м.

Длина забойки скважины, м

Расстояние между скважинами в ряду, м

м,

где m – коэффициент сближения зарядов в пределах:

m = 0,6 - 0,8 – в трудно взрываемых породах;

Расстояние между рядами скважин при шахматной сетке их расположения, м

4,25.

Масса заряда в скважине первого ряда определяется по формуле, кг

243,3 кг,

где q_p – расчетный удельный расход ВВ, кг/м³;

W_p – сопротивление по подошве, м;

a – расстояние между скважинами в ряду, м.

Масса заряда в скважине второго ряда, кг

175 кг,

где b – расстояние между рядами, м.

Длина заряда, м

5,8 м,

где Р – вместимость 1 м скважины, кг/м.

Ширина взрывного блока при однорядном расположении скважин, м

6,63 м.

То же, при многорядном расположении скважин, м

12м,

где n_рд – количество взрываемых рядов скважин.

Ширина развала породы после взрывания блока по массиву при однорядном расположении скважин, м

25 м,

где К_в – коэффициент трудности взрывания пород;

К_в = 2 - 2,5; 2,5 – 3,0; 3,0 – 4,5 – соответственно для легко-, средне- и трудновзрываемых пород;

К_скв =1 – коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту.

Ширина развала породы при многорядном расположении скважин и короткозамедленном взрывании (КЗВ), м

28 м,

где К_з – коэффициент дальности отброса породы взрывом, зависящий от интервала замедления:

время замедления, мс – 0 10 25 50 75

К_з – 1 0,95 0,9 0,85 0,8

Ширина экскаваторной заходки, м

19 м,

где R_ry – радиус черпания на уровне стояния, м.

Число проходов экскаватора по развалу (количество экскаваторных заходок)

Минимальная длина экскаваторного или взрывного блока определяется по условию обеспечения бесперебойной работы экскаватора в течение 15-30 суток.

945м,

где n_дн = 15-30 сут. – оптимальный запас взорванной горной массы;

n_смн = 3 смены – число смен работы экскаватора в сутки;

Q_э(смн) – сменная производительность экскаватора в пересчете на массив породы, м³/смену.

1512 м³/смен,

где t_ц = 40 с – длительность рабочего цикла погрузки экскаватора, с;

V_квш – емкость ковша экскаватора, м³;

– коэффициент экскавации, учитывающий степень использования ковша экскаватора;

К_н = 0,75 – коэффициент наполнения ковша;

К_р = 1,45 – коэффициент разрыхления породы в ковше;

Т_смн = 7 ч – продолжительность рабочей смены экскаватора;

К_и(э) = 0,55-0,7 – коэффициент использования экскаватора по времени.

Объем взрываемого блока породы, м³

113400 м³.

Необходимое количество ВВ для взрывания блока, кг

79380 кг.

Необходимое количество скважин с учетом их вместимости для размещения ВВ в блоке

326

То же, в одном ряду скважин

163

Суммарно потребная длина скважин для взрывания годового объема горной массы карьера, м/год

323529 м/год,

где Q_к(гм) – годовая производственная мощность карьера по горной массе;

V_уд – выход горной массы с одного погонного метра взрывной скважины, м³/м.

Выход взорванной горой массы с 1 м скважины. м³/м

24 м³/м

где W_б– сопротивление по подошве первого ряда, м;

n_рд – количество взрываемых рядов скважин;

b – расстояние между рядами скважин, м;

a – расстояние между скважинами в ряду, м;

h_y – высота уступа, м;

L_скв – глубина скважин, м.

Годовая производительность станка шарошечного бурения, м/год

26450 м/год

где P_ос – осевая нагрузка на шарошечное долото, кН;

n_об – скорость вращения долота, об/мин;

Т_смн = 7 ч – длительность рабочей смены бурового станка;

К_и = 0,44-0,6 – коэффициент использования бурового станка во времени;

n_смн = 2 – количество рабочих смен бурового станка в сутки;