4. Система разработки месторождения

В соответствии с данными горно-геологическими условиями по классификации акад. Мельникова принимаем транспортную систему разработки. Вскрышные породы средствами колесного транспорта перемещаются на внутренние отвалы, по условию применения – любая крепость пород и любая форма месторождения. Транспортное и забойное оборудование – экскаваторы любых типов, ж/д транспорт.

По классификации систем разработки акад. В.В. Ржевского принимаем группу систем углубочные, подгруппы углубочные продольные. Система разработки – углубочная продольная двухбортовая (УДД) с внешними отвалами.

Определяем высоту уступа, м:

h=(1÷1.5)H_ч=15 м

где: h – высота уступа, м;

Н_Ч.MAX. – максимальная высота черпания принятого экскаватора, м.

Н_Ч.MAX. = 10,3 м. [4, прил.1].

Округлим расчетное значение высоты уступа до ближайшего значения. h =15 м.

Угол откоса рабочего уступа α=70⁰ [4, с.150, таблица 4.8]

Ширина призмы обрушения δ_П = 3,5м. [4, с.150, таблица 4.8]

Определяем ширину рабочей площадки, м:

П=В+ +Т+m+ +Л+

где: С₁ – расстояние от нижней бровки уступа до транспортной полосы, м;

m – расстояние от линии электропередач до кромки транспортной полосы, м;

Т – ширина транспортной полосы, м;

d_В – ширина полосы для движения вспомогательного транспорта, м;

Л – ширина полосы готовых к выемке запасов, м;

δ_П – ширина призмы возможного обрушения, м;

В – ширина развала взорванной горной массы, м.

Определим ширину резервной полосы запасов, м:

, м (15)

где: μ – норматив обеспеченности запасами полезного ископаемого, мес.;

А_Р – годовая производительность карьера по полезному ископаемому, т;

L_Р.У. – длина добычного фронта на уступе, м;

n₀ – количество добычных уступов, ед.

Количество одновременно разрабатываемых добычных уступов:

, (16)

где: b_РТ – ширина разрезной траншеи, м;

δ – угол падения залежи, град.;

П_min – минимальная ширина рабочей площадки, м.

ед.

П=55,2+3+6,5+3,5+5+18,3+

Рис. 6. Ширина рабочей площадки в скальных породах

Рассчитаем угол откоса рабочего борта

(17)

где: h – высота уступа,

П – ширина рабочей площадки,

α – угол рабочего уступа.

Рис. 6. Положение карьера на момент пуска в эксплуатацию

4. Производственные процессы

1. Подготовка горных пород к выемке

Вначале нужно обосновать угол наклона скважины к горизонту. Для этого следует ориентироваться на применение наклонных скважин, пробуриваемых параллельно откосу уступа (с учетом технических воз­можностей принятого бурового станка).

Затем с точностью до 0,5 м рассчитаем глубину скважины:

(18)

h≤(1-1.5)H_ч=15 м ( округляем по стандартному ряду) - высота уступа

H_ч.max=10,3 м – максимальная высота черпания (по характеристике экскаватора)

- угол наклона скважины по отношению к горизонту

– длина перебура

– глубина скважины.

После этого вычислим диаметр скважины [1, стр. 65]:

d_с= К_pc *d_Д=1,05*244,5=257,мм,

где d_с- диаметр скважины, мм; d_Д=244,5 - диаметр долота, мм; К_рс=1,05 - коэффици­ент расширения скважины при бурении (изменяется от 1,05 в монолит­ных породах до 1,2 в чрезвычайно трещиноватых).

Сменную производительность бурового станка определяем по формуле:

(19)

Сопоставим расчётную производительность станка нормативной производительностью . 60<105. Так как разница превышает 10% для дальнейших расчётов примем м/смену.

где П_б - сменная производительность бурового станка, - продол­жительность смены, мин; Т_п.з, - продолжительность подготовительно- заключительных операций, мин, Т_п.з, = 20-30=20; Т_р - продолжительность регламентированных перерывов, мин., Т_р = 10-30=10; — внутрисменные внеплановые простои, мин., = 60-90=60; - основное время, затрачи­ваемое на бурение 1м скважины, мин; - продолжительность вспомога­тельных операций при бурении 1 м скважины, мин.

Длительность вспомогательных операций для вращательного (шнекового) бурения составляет 1,5-4,5 мин/м; шарошечного - 2-4 мин/м; пневмоударного - 4-16 мин/м.

Отсюда продолжительность основных операций:

(20)

где V_б- техническая скорость бурения, м/мин.

Годовую производительность бурового станка найдем по формуле [1, стр. 74]:

П_б.г= П_б*N_см.б= 105*610 = 64050

где П_б, - производительность бурового станка, м/г; N_см.б=610 - количество рабочих смен бурового станка в течение года.

Определить линию сопротивления по подошве (ЛСПП)[1, стр. 104]:

(21)

где W- линия сопротивления по подошве, м; К_в=1,1 - коэффициент, учиты­вающий взрываемость пород в массиве ; d_c- диаметр скважи­ны, м; - плотность заряжания ВВ в скважине [ кг/м ; m=1,1 - ко­эффициент сближения зарядов; К_вв=1,13- переводной коэффициент для аммонита №6 ЖВ ; у=2,6 - плотность породы [из условия], кг/м³.

Выбираем взрывчатку «Гранулит М»

Найти величину ЛСПП с учетом требований безопасного ведения буровых работ у бровки уступа:

W_б=3,5+15*(ctg60-ctg70)= 6,65 м

где W_б - значение ЛСПП по возможности безопасного обуривания усту­па, м; δ_п =3,5 - ширина возможной призмы обрушения, м.

Проверить соответствие расчетной ЛСПП требованиям ведения буровых работ:

W≥W_б

В обводненных – зарядов, Выбираем сплошной колонковый заряд.

Найдем длина заряда, по формуле:

L_вв=L_c-L_з-L_пр=19-6=13 м (22)

где L_вв длина заряда ВВ, м; L_з- длина забойки, м,

I₃=(20+35)d_c= 6 м;

L_пр=0

Определить массу заряда в скважине по формуле:

Q_з.в.= 7,85 * d²_c l_вв= 7,85*2,44²*0,8*13 = 486 кг (23)

где Q_3.в.- масса заряда, кг; d_с- диаметр скважины, дм.

Исходя из объема породы, взрываемой зарядом, его масса равна:

Q_з = q*a*b*h = 0,68*6,9*6,9*15 = 485 кг

где q- удельный расход ВВ, q=0,65, кг/м³; а - расстояние между скважинами в ряду, м; b– расстояние между рядами, м.

Установить параметры сетки скважин, для средневзрываемых пород , а= b, т.е.:

= 6,9 м (24)

b=6,9 м

Проверить возможность преодоления расчетной ЛСПП взрывом зарядаВВ установленной массы:

(25)

Условие не выполняется, значит в первом ряду нужно использовать парносближенные скважины. Массу заряда во второй парносближенной скважине можно найти по формуле

=6,89 272 кг

где - ЛСПП при парносближенных скважинах ( )=9,52, м; - расстояние между смежными парами скважин ( )=9,66, м.

Вычислить объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой:

(26)

где V_бл, - объем взрываемого блока, м³; Q_см.п- сменная эксплуатационная производительность экскаватора[1, стр. 168], м₃; n_см - число рабочих смен экскава­тора за сутки, ед; - норматив обеспеченности экскаватора взорванной горной массой, сут.

Величину для средней - 15 сут.

(27)

где Е – вместимость экскаваторного ковша ; Т_см – продолжительность смены, ч; К_з – коэффициент влияния параметров забоя, К_з= 0,7-0,9; К_н – коэффициент наполнения ковша, К_н = 0,6 – 0,75; К_р – коэффициент разрыхления породы в ковше, К_р = 1,4-1,5; К_пот – коэффициент потерь экскавируемой породы ; К_у – коэффициент управления, зависящий от порядка отработки забоя, квалификации машиниста, наличия средств контроля и автоматики; К_и – коэффициент использования экскаватора в течение смены, учитывающий организационные и технологические перерывы;

Определить длину блока по формуле[1, стр. 110]::

(28)

где L_бл- длина блока, м; n_р - число взрываемых рядов скважин для выбранной схемы коммутации и взрываемости ГП примем = 3ед.

Найти число скважин, взрываемых в одном ряду[1, стр. 110]:

(29)

Вычислить общий объем ВВ на блок, кг:

(30)

Рассчитать выход горной массы с 1 м скважин , м³:

Найдем интервал замедления, мс:

(31)

где К_з – коэффициент, зависящий от взрываемости пород = 3;

По расчётной величине подберем ближайшее стандартное пиротехническое реле [по табл. 3.14, стр. 94] РП-8 из ряда: 10, 20, 35, 50, 75, 100мс.

Выбираем схему коммутации «порядную поперечными рядами» и вычерчиваем её в масштабе с расстановкой РП-Д - 8 (рис. 12)

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

(32)

Определить высоту (h_p, м) развала:

(33)

Найти инвентарный парк буровых станков по формуле[1, стр. 74]:

(34)

где А_г.м. – годовая производительность по горной массе, т; П_б.г. – годовая производительность бурового станка, м.