7.6 Расчёт ширины заходки погрузчика

A=b_k+C, [м] (7.1)

A=6,4+6=12,4≈12 м.

где b_k – ширина ковша погрузчика;

С – безопасное расстояние между погрузчиком и развалом (уступом).

7.7 Расчет производительности погрузчика

Производительность погрузчика определяется:

Теоретическая: Q_tt=E_ν (7.2)

где E- емкость ковша;

ν- число рабочих циклов в час(ν=3600/t_ц);

t_ц =38с.

Q_tt=20*54,5=1895 м³/ч

Техническая П_ч= Q_tt*k_э, м³/ч (7.3)

где К_э – коэффициент эксакавации, К_э = k_н/ k_р;

K_н - коэффициент наполнения ковша (k_н=1,3);

K_р- коэффициент разрыхления пород (k_р=1,2).

П_ч=1895*1,1=2085, м³/ч

Сменная П_см=П_ч*Т_см*К_и, [м³/см] (7.4)

где Т_см – продолжительность смены, час (8ч);

К_и – коэффициент использования погрузчика, К_и = 0,8;

П_см=2085*8*0,8=13344 м³/см.

Суточная П_сут=П_см*n_см, [м³/сут] (7.5)

где n_см - число смен (3);

П_сут=13344*3=40032 м³/сут.

Годовая П_год=П_см*n_см*n_год , [м³/год] (7.6)

где n_см- число смен в сутках

n_год- число дней в году

П_год=13344*3*353=14131296 м³/год

Технология выемки погрузчиками мягких или взорванных горных пород заключается во внедрении ковша в нижнюю часть забоя и наполнении его при подъеме гидравлической системой погрузки с одновременным его поворотом в горизонтальной плоскости.

Напор ковша на забой осуществляется ходовыми механизмами погрузчика. После наполнения ковша погрузчик выезжает из забоя, поднимает ковш на высоту разгрузки и опрокидыванием разгружает его в средства транспорта.

Высота забоя при разработке погрузчиком принята 10м. Ширина забоя не ограничивается, так как погрузка может осуществляться из любого его места.

Технологические схемы вскрышных работ, с применением большегрузного погрузчика представлены на чертеже

Зачистку пласта от вмещающих пород и зачистку забоя от просыпей выполняет погрузчик. Следовательно, услуги бульдозера на эти операции не требуются.

7.8 Расчет параметров бвр

Вскрышные породы и уголь, залегающие ниже зоны интенсивного выветривания, требуют при выемке пред­варительного рыхления буровзрывным способом. По буримости коренные породы, не за­тронутые выветриванием, относятся к XI категории, уголь - к VII. По взрываемости корен­ные породы, не затронутые выветриванием, относятся к трудновзрываемым, уголь - к легковзрываемым.

7.8.1 Выбор бурового оборудования

Учитывая состав массива, подлежащего отработке, принят вращательный способ бу­рения с использованием станков шарошечного бурения марки DML-1200.Технические характеристики бур.станка в таблице 7.4

Таблица 7.4 - Техническая характеристика бурового станка DML-1200

Показатели	DML-1200
Диаметр долота, мм	215,9
Глубина скважины, м, не более	60
Направление бурения к вертикали, градус	0; 15; 30;
Длина штанги / ход непрерывной подачи, м	12 / 1
Скорость подачи / подъема бурового снаряда, м / с	0,033 / 0,5
Частота вращения долота, С -1	0,2- 2,16
Подача компрессора, м. куб / с	0,417-0,53

Продолжение таблицы 7.4

Показатели	DML-1200
Скорость передвижения, км / ч	1,0
Давление на грунт, МПа	0,1
Габариты, мм	10100х5300х18400
Масса станка, т	65

На основании полученных положительных результатов качества подготовки горной массы в течении многолетнего производства взрывных работ и учитывая особенности горногеологических условий на разрезе ( крепость, трещиноватость, обводненность, плотность вмещающих пород ), сетка бурения скважин варьируется от 3 * 3 (м) до 8 * 9 (м).

7.8.2 Расчет удельного расхода ВВ

Для осадочных пород угольных месторождений удельный расход ВВ (кг/ м³) определяется по формуле:

q = 100 * К_в. * К_вв.* ³√ σ_сж. * (Z – 1) / d_е.(705 – 958 * d – 1.5 * β + 0.6 * h), (7.7)

где К_в.- коэффициент влияния обводненности (К_в.=1,005);

К_вв. - переводной коэффициент (К_вв.=0,9);

d_е.-средний диаметр естественной отдельности в массиве(d_е.=1,2), м;

Z - степень взрывного дробления (Z=1,65);

d – диаметр скважинного заряда (d=0,216) м;

β – угол наклона скважин к горизонту (β=90^о) градус;

h - высота уступа (h=15) м.

К_в=1+0,16(d_е-1)* h_в/ h_у; (7.8)

К_в=1+0,16(1,2-1)*3/15=1.

σ_сж. – предел прочности пород на одноосное сжатие (σ_сж.=50) МПа.

Рациональную степень взрывного дробления пород при транспортной системе разработки можно установить из выражения:

Z= 1+(0,1+1,75*(0,2f)^{2 )}/ (E^0,4+П_вв), (7.9)

Где П_вв – показатель относительной эффективности ВВ (П_вв = 1);

Z= 1+(0,1+1,75*(0,25)^{2 )}/ (12,5^0,4+1)=1,65.

q =100*1*0,9*3,7*(1,65–1)/(1,2*(705–958*0,216-1,5*90+0,6*15))=0,484 кг/ м³.

При проектировании взрывных работ на участке, также следует учитывать месячный удельный расход. Возможно увеличение удельного расхода ВВ при изменении крепости, блочности.

7.8.3 Расчет параметров сетки скважин

Определение параметров расположения скважинных зарядов.

Определяем длину скважин

l_скв. = h+ l_пер., (7.10)

где h - высота уступа, м;

l_пер- величина перебура (l_пер=1м).

l_скв. = 15+1 =16 м.

Определим величину забойки.

Принимается в пределах 20 35 d_скв., l_заб = 28 х 0,216 (м) = 6 м

Определяем длину заряда.

С целью снижения затрат и удельного расхода ВВ применяем рассредоточение колонки заряда воздушным промежутком, с отсечением обводненной части скважины. Согласно, типового проекта, с учетом горно-геологических условий длину промежутка рассредоточения принимаем равную 3 метрам. Исходя из опыта заряжания, определяем, что при формировании нижнего заряда водоустойчивым ВВ величина столба воды увеличивается и частично инфильтруется в массив.

l_зар. = l_скв. - l_заб - l_пр. (7.11)

l_зар. = 16 - 4,5 - 3 = 8,5 м.

В качестве основного ВВ используем Гранулит УП-1 и Сибирит-1200.

Обводненную часть скважины заряжаем Сибиритом-1200 (150 кг). Определим длину заряда

l_{зар.эмул.} = Q_эмул. / P_эмул., (7.12)

где Q_эмул. – заряд, Сибиритом кг;

P_эмул. – вместимость 1 метра скважины (P_эмул.=45 кг/м).

P_эмул = 0,25*π*d²*ρ, (7.13)

где ρ – плотность

ВВ (ρ_сиб=1250 кг/м³, ρ_уп=950 кг/м³ );

d – диаметр скважины (d=0,216 м).

q_эм = 0,25*3,14*0,047*1250=44 кг/м.п.

q_уп = 0,25*3,14*0,047*950=35 кг/м.п.

Q_уп. = 4,5 * 35 = 157,5 кг.

l_{зар.эмул.} = 150 / 44 = 3,4 м.

l_{зар.скв.} = l_{зар.эмул.} + l_зар.уп., (7.14)

l_зар.уп. = 8,5 – 3,4 = 5,1 м.

Q_уп. =5,1 * 35 =178,5 кг.

Определим массу скважинного заряда.

Q_скв. = Q_уп. + Q_эмул. = 150+178,5 = 328,5 кг.

Расчет сетки расположения скважин.

a =√ m*Q/ q* h ; (7.15)

где a – расстояние между скважинами в ряду, м;

b - расстояние между рядами скважин, м;

m – коэффициент сближения скважин.

m = 0,85+0,25d_е, (7.16)

m = 0,85+0,25*1,2= 1,15.

a =√1,15*328,5/0,484*15 = 7,2 ≈ 7 м.

b = 7 / 1,15 = 5,44 ≈ 6м.

Сетку скважин принимаем равной 7 ~ 6 метров.

Определим количество рядов скважин в заходке.

n = А / b. (7.17)

Первый ряд бурим в трех метрах от верхней бровки уступа, с углом наклона скважин к горизонту равном 90^о.

n = 27 / 6 = 4,5; принимаем n =5.

Определим линию сопротивления по подошве.

Линия сопротивления по подошве может изменяться в пределах 6-8 метров; в зависимости от подсыпки уступа - в результате зачистки блока в сторону выработанного пространства; а также от рабочего градуса откоса уступа.

W = b = 6-8 м.

Выход горной массы с 1 п.м. скважины обычно подсчитывают по упрощенной формуле:

V_п.м.с. = a* W *L_ск/h_уст, (7.18)

где а- расстояние между скважинами в ряду;

W = 6 м;

L_ск - длина скважины;

h_уст - высота уступа.

V_{п.м с} =7*6*16/15 = 44,8 м³.

Выход горной массы с одной скважины- V_{п.м с} при L_ск = 16 м составит:

V_скв.=16 * 44,47 = 716,8 м³;

V_вгм.= 250 * 716,8= 179200 м³.

Фактические массы зарядов,длины зарядов и величина забойки представлены в таблицах 7.5, общее количество ВВ и СИ в таблицах 7.6 и 7.7.

Таблица 7.5- Фактические массы зарядов, длины зарядов и величина забойки

Число скважин, шт.	Глубиа скважин, м.	Масса заряда факт, кг.					Масса заряда, кг.		Длина заряда, м.		Длина забойки, м.		Длина воздушного промежутка, м.
		Сибирит - 1200 Нижний заряд	Гранулит УП-1 Верхний заряд	А6ЖВ, d32	ПТП-500 кг.
По породе
250	18	150	248,5	0,5	0,5	399,5		10,5		4,5		3,0
250	4500	37500	62125	125	125	99875		2625		1125		750

Таблица 7.6 - Всего ВВ по расчету, кг

Наименование ВВ	Масса ВВ, кг.
Гранулит УП-1 кг.	62125	-
А6ЖВ d32 кг.	125	-
Сибирит-1200 кг.	37500	4950
ПТП-500 кг.	125	125

Таблица 7.7 - Средства взрывания

Средства взрывания	Количество шт., м.п.
СИНВ С 10/20	250
СИНВ С 10/10	250
СИНВ П 67/8	100
СИНВ П 109/8	200
СИНВ СТАРТ В 700	1

7.8.4 Выбор схемы взрывания и интервала замедления

Схема взрывания центрально-врубовая поскважинно, что обеспечит наилучшее дробление, проработку подошвы уступа.

Данная схема сводит к минимуму сейсмическое воздействие на окружающую среду.

Конструкция заряда скважины принимается сплошная, с инициированием зарядов ВВ в двух точках скважины – встречное инициирование. Конструкции зарядов представлены на чертеже №4.

В качестве основного взрывчатого вещества используем Гранулит УП-1 основные характеристики которых представлены в таблице 7.8

Таблица 7.8 -Характеристики применяемых ВВ

Наименование ВВ	Теплота взрыва			Плотность ВВ		Переводной коэффициент
	кДж/кг	ккал/кг
Гранулит УП-1	3710	880	950		0,98
Порэмит 1А Эмульсолит-П	3020	720	1200		1,36
Сибирит 1200	2585	617	1200		1,59

Заряжание гранулита УП-1 и Сибирита-1200 производится зарядными машинами МЗ-З и СЗМ-6Б на базе автомобиля КрАЗ-256Б1 и 6510, снабженными электромеханическими дозаторами (точность зарядки +/-10кг.).

Для трансляции инициирующего сигнала по земной поверхности и для трансляции сигнала в скважинах используем неэлектрические системы инициирования СИНВ (СИНВ С и СИНВ П). В настоящее время эти системы наиболее безопасны в обращении с ними и безотказны в работе. В качестве промежуточного боевика для инициирования Гранулита УП-1используем два патрона аммонита А6ЖВ d 32 (0,5 кг), Сибирита-1200 шашку ПТП-500 (0,5) кг.

На каждый взрыв составляется «Проект массового взрыва», в котором производится расчёт потребного количества ВВ, указываются схемы монтажа взрывной сети, размеры безопасного расстояния по разлёту кусков, воздушной ударной волны и амплитуды колебаний, а также распорядок проведения массового взрыва.

При монтаже неэлектрических систем инициирования, все взрываемые скважины заряжаются устройствами с одинаковым временем замедления.

Последовательность их срабатывания обеспечивается с помощью поверхностных волноводов. В связи с невозможностью закольцевать данную схему, применяем дублирование магистральных поверхностных волноводов.

Проектом предусматривается забойка. В качестве забоечного материала используется буровая мелочь.

Анализом многочисленных исследований по определению влияния забойки на эффект взрыва установлено, что забойка: уменьшает потери энергии в процессе детонации ВВ, что способствует полноте детонации и высвобождению максимальной доли потенциальной энергии; способствует завершению вторичных реакций в продуктах детонации, повышающих энергию взрыва; обеспечивает более интенсивное дробление породы; увеличивает длительность поршневого действия продуктов детонации и длительность напряженного состояния породы под воздействием взрыва; способствует уменьшению количества ядовитых газов в продуктах детонации, что очень важно для глубоких трудно проветриваемых карьеров; препятствует образованию сильной ударной волны в воздухе.

7.8.5 Параметры развала взорванной горной массы

а) Определим ширину развала по породе.

В = А_бвр. + В_од. , (7.19)

где В_од.- дальность перемещения горной массы при диагональной схеме взрывания, (м).

В_од.= 0,73 * В_о. (7.20)

где В_о.- дальность перемещения горной массы.

В_о.= ( 1 + sin (0.5π – β)) * n * К * √ q, (7.21)

где К – коэффициент, учитывающий взрываемость пород (для трудновзрываемых пород К = 2,5).

В_о.= (1 + sin (0.5* π – 90)) * 5 * 2,5 * √0,484 = 1,9 * 10,6 = 16,5 м

В_од.= 0,73 * 16,5 =12,04 м.

В = 35 + 12,04 = 47,04, м.

Определим высоту развала по последнему ряду скважин.

h₁= 2,6 * А_бвр./ (А_бвр. / h +1 )*( 0.8* В_о / h +1 ), м. (7.22)

h₁= 2,6 * 35 / (35 / 15 + 1)*(0,8 * 16,5 / 15 + 1)= 14,4 м.

Определим высоту развала на расстоянии С₂=1,12Аq от последнего ряда скважин:

h₂= h * К_р. * (1-(1+ К_р.* А_бвр.* h / В_о.)^-2), (7.23)

где К_р.- коэффициент разрыхления породы в развале (К_р.=1,35).

h₂=15 * 1,35 * (1-(1+1,35 *35*15/16,5 )^-2)= 14,85 м.

7.9 Транспортирование горной массы

На угольных перевозках, учитывая такие факторы как объемы транспортирова­ния, расстояние транспортировки, схему вскрытия, тип и состояние автотранспортного парка филиала «Талдинский угольный разрез», наиболее целесообразным является ав­тотранспорт г/п 130 т, используемый в настоящее время на действующих участках разреза. Уголь вывозится на станцию «Погрузочная» и станцию «Талдинская». Средневзвешанное расстояние до которых 7,5 и 8км. соответственно.

На транспортировке вскрышных пород выбор автосамосвалов произведен на основании:

• емкости ковша погрузочного оборудования (для оптимального сочетания емко­сти ковша и кузова автосамосвала);

• программы модернизации разреза - «Плана инвестиций разреза на 2007-2011гг.».

Учитывая, что на разработке вскрышных пород приняты экскаваторы емкостью ковша 35,2 м^З, и в соответствии с данными «План инвестиций.» на перевозках вскрыши намечается использование автосамосвалов БелАЗ-7530, грузоподъемностью 220 т (емкостью кузова с «шапкой» -112 м^З).

Плечо откатки автотранспорта при перевозках вскрышных пород на период освоения мощности составит 3,8 км.

Выберем автосамосвалы под экскаватор: ЭКГ-15

выбираем БелАЗ 7530г/п 130 т .

Под погрузчик KOMATSU WA 1200-6 БелАЗ 75138 г/п 130т.

Число автосамосвалов в комплексе с одним экскаватором определяется:

N_a = T_p / t _пог, (7.24)

где T_p - продолжительность рейса, мин ;

t _пог1 – продолжительность погрузки, мин

Т_р= t_п + t_гр + t_р + t_пор + t_м, (7.25)

где t_гр, t_пор – время движения в грузовом и порожнем направлениях, мин;

t_р - время разгрузки, мин;

t_м – продолжительность маневрирования, мин;

t_п – время погрузки экскаватором одного автосамосвала, мин.

Расчеты для ЭКГ-15 15м³

По формуле 8.30 - 8.31 получаем:

Т_р=3,81+10,03+4,18+1,2+3=22,22 мин;

Nа = 22,22/3,81=5,8 автосамосвалов.

Расчеты для погрузчика KOMATSU WA 1200-6 20м³

По формуле 8.30 - 8.31 получаем:

Т_р=3,88+10,03+4,18+1,2+3=22,29 мин;

N_а = 22,29/3,88=5,7 автосамосвалов.

Всего 6+6 = 12 автосамосвалов