О пределяем погоризонтные запасы полезного ископаемого по формуле:

Q_A = 560 • 2970 • 1,35 • 0,97 = 2177960m ,

£₂ = 560• 29500 • 1,35 • 0,97 = 2163294m,,

Q₃= 2148627 t; Q₄= 2133961 т; Q₅= 2119294 т; Q₆ - 2104628 t;Q₇= 2089962 т;

Q₈= 2075295 т; Q₉= 2060629 т; Q₁₀= 989982 т .

Определяем объем вскрыши в период строительства и достижения

проектной мощности карьера по формуле:

V_cmp = S_mp ■ L₀ = 327,4 • 2990 = 978926л*³,

где S - площадь вскрыши, вынутой в строительный период, ,м³.

Определяем объемы вскрыши, соответствующие этим запасам по формуле:

V,=S_ei-L_nM\

V₁ = V₁*L₁ = 1600 * 2970 = 4752000 м³;

V₂ = V₂ * L₂ = 3200 * 2950 = 9440000 м³;

V₃= 14064000 м³; V₄ = 18624000 м³; V₅ =23120000 м³; V₆ = 22472100 м³;

V₇ =16775100 м³; V₈= 11155860 м³; V₉ = 5538510 м³; V₁₀ = 680400 м³.

Тогда погоризонтные коэффициэнты вскрыши будут равны:

К, =2,2 м³/т; К ₂ =4,4 м³/т; К₃ = 6,5 м³/т; К₄ =8,7 м³/т; К ₅ =10,9 м³/т; К₆ = 10,6 м³/т; К ₇ =8 м³/т; К ₈ = 5,4 м³/т; К ₉ = 2,7 м³/т; К₁₀ = 0,7 м³/т.

Для построения календарного графика горных работ используем полученные ранее значения производственной мощности А_год = \,29млп.т и срок службы

карьера Т_к =\Ълет.

Лист

Изм.

Лист

№ докум.

Подпись

Дата

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

10

Д ля нахождения годовых объемов вскрыши используем график режима горных работ. Во время эксплуатации карьера запасы каждого горизонта по полезному ископаемому будут отрабатываться ежегодно с годовой добычей А_год в течение соответствующего периода времени.

Определяем время отработки каждого погоризонтного участка по формуле:

^Аго>

Х\ = 1,68 лет; t₂= 1.67 лет; t₃= 1.66 лет;1₄= 1.65 лет;г₅= 1.64 лет;г₆= 1.63 лет;

t₇= 1.61 летМ = 1.6 лет^9= 1.59 лет; ti₀= 0.77 лет.

Объем вскрыши, который необходимо удалять за год:

^год! = —ТТ7Г- = 2828571,4 м³/год;

4752000 1,68

^год₂ = V₂ + V₂;

V₂ = 4752000 - 2828571,4 = 1923428,6 м³;

944000 V'₂ .

1.67 ' 0.32'

V₂ = 1808862,3 м³;

V_roa2 = 1923428,6 + 1808862,3 = 3732291 м³/год;

Остальные расчеты произвожу аналогично предыдущим.

У_год3 = 5652694,6 м³; У_год4= 7485431 м³; У_год5= 8472289,2 м³; У_год6 = 11827273

м³; У_год7= 12129898м³; V,_m8= 14097561 м³; V_ro;i9= 19879863,4 м³; V_ro,_ll0=

13550857,1 м³; У_год1,= 10419316,7 м³; У_год12= 8833740,8 м³; У_год,₃=6792412,5 м³; V,._o;(l4=

3971809,8 м^3; У_ГОД15= 1805282 м³; У_год16= 441818,2 м³.

Лист

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

11

О пределяем текущий коэффициент вскрыши:

V.

А

К„,„. =

podi

год

_v _ 2828571,4 м³

1^тск1 1 — Z, 1 о — I

1295776,4 т

К_тек2 = 2,82 м³/т

К_тек3 = 4,36м³/Т

К_тек4 = 5,77 м³/т

К_тек5 = 6,54 М³/Т

К_тек6 = 8,71м³/т К_тек7 = 9,36 м³/т

К_тек8= 10,88 м³/т;

К_тек9= 10,7 м³/т;

K_TCKio = 10,46'mVt;

К_тек|1 = 8м³/т; К_тек12 = 6,82 м³/т; К_теК1з ⁼ 5,38м³/т; К_тек]4 = 3,06м³/т; К_тек,₅ = 1,39м³/т;

К_тек16 = 0,34 М³/Т.

Лист

Изм.

Лист

№ докум.

Подпись

Дата

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

12

5 . Параметры производственных процессов. 5.1. Параметры буровзрывных работ

Таблица 5.1.1

Категория	Сопротивляемость	Категория	Блочность	Средний	Предел
по	взрывному	по	пород	диаметр	прочност
взрываемост	разрушению	блочност		естественно	и на
и		и		и отдельности, м	одноосно е сжатие, МПа
1	Легковзрываемая	1	Мелкоблочная	до 0,8	до 40
2	Средневзрываемая	2	Среднеблочная	0,8-1,2	40-60
2	Средневзрываемая	3	Крупноблочная	1,2-1,6	60-80
3	Трудновзрываема я	4	Весьма крупноблочная	1,6-2	80-100
3	Трудновзрываема я	5	Исключительн 0 крупноблочная	более 2	более 100

Определяю средний диаметр естественной отдельности по формуле:

4=0,02.^

о_сж = 40МПа d_e = 0,02 • а_сж = 0,02 ■ 40 = 0,8м Тип бурового станка выбирают исходя из технологических свойств вскрышных пород и обеспечения их рациональной степени взрывного дробления. Получив значение d_e, равное 0,8 м,определяю технологические свойства

пород: по блочности - среднеблочная; категория по блочности-2;

сопротивляемость взрывному разрушению- средневзрываемая; категория по взрываемости-2; предел прочности на одноосное сжатие- 40 - 60 МПа.

Из таблицы 4.2 определяю диаметр скважин исходя из категории пород по блочности и вместимости ковша экскаватора.

Лист

Изм.

Лист

№ докум.

Подпись

Дата

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

13

Т аблица 5.1.2

Рациональные значения диаметров скважин
Вместимость ковша экскаватора, м"	Диаметр скважины, м
	категория пород по блочности
	I | II | III | IV |		V
Транспортная технология
4-5 8-Ю 12-16 18-23	0,216-0,269 0,244 - 0,269 0,269 - 0,320 0.320 - 0,380	0,160-0,244 0,216-0,269 0,244 - 0,320 0,269 - 0,320
Бестранспортная технология
4-6 8-10 15-20 25-30 40-50 80-100	0,190-0,216 0,244 - 0,269 0,269 - 0,320 0,269 - 0,320 0,320 - 0,380 0,320-0,380	0,150-0,160 0,190-0,216 0,244 - 0,269 0,244 - 0,269 0,269 - 0,320 0,320-0,380

Так как вместимость ковша экскаватора равна 5,2л*³ и категория пород по блочности 2, то рациональным диаметром скважин будет значение

0,244-0,269 м. Принимаю значение диаметра скважины равное 0,269м.

Таблица 5.1.3 Технологическая характеристика буровых станков

Показатели	ЗСБШ-200-60	6СБШ- 200-32	СБШ- 250МНЛ-32	СБШ- 270ИЗ
Техническая производительность при бурении в породах с коэффициентом крепости/= 10-12, м/ч			15
Диаметр шарошечного долота, мм	216; 244	216; 244	244;269	250; 270; 320
Глубина бурения, м	60	32	32	32
Угол наклона скважин к горизонту, град.	90; 75; 60	90; 75; 60	90; 75; 60	90; 75;60
Осевое давление на забой скважины, кН	0-300	0-300	0-300	0-450
Скорость передвижения бурового станка, км/ч	0,75	0,75	0,737	1,6

Лист

Изм.

Лист

№ докум.

Подпись

Дата

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

и

Р уководствуясь данными таблицы 4.3, целесообразным будет решение выбрать тип бурового станка ЗСБШ-200-60.

Принимаем высоту уступа по скальным породам Н = \4,6м, тип ВВ -Сибирит 1000 с плотностью р = 1250кг/м³, диаметр скважин d = 0,249.w.

Определяем рациональную степень взрывного дробления при транспортной технологии из выражения:

Z^\ ₊ diE^ ₊ nJ\ где Е - вместимость ковша экскаватора ЭКГ-5А,,м³(£ = 5,2ж³);

П_т - показатель относительной эффективности ВВ (П_т = К_т = 1,29).

Z_r = 1 + 0,8² * (5,2⁰-²⁵ +1,29)"' = 1,23м. Определяем удельный расход ВВ, обеспечивающий рациональную степень дробления по формуле:

Sd(Z_p-\) 5-0,269-(1,23-1)

4 =

= 0,38/сг/л<-

d_e 0,8

Определяем длину перебура скважины по формуле:

/_п =3d-d_e=3- 0,269 • 0,8 = 0,65м

Определяем длину скважины по формуле:

/,...„ =

Я

sin/?

+ 1„,м,

где р - угол наклона скважины к горизонту, град(/? = 75°); /„ - длина перебура, м.

1_СК1,=Щ- + 0,65 = 15,7м. sm/5

Минимальную длину забойки устанавливаем из условия полного охвата взрываемого массива дробящим действием заряда сплошной конструкции по формуле:

/,._ый = /„ +11,3</⁰'⁷⁵ • d,r⁰'⁵ ■ pj'^s = 0,65 +11,3 • 0,269⁰-⁷⁵ • 1,12 • 1,12 = 5,94л<. Определяем длину заряда колонки по формуле:

L= С-/^=15,7-5,94 = 9,76^.

Лист

Изм.

Лист

№ докум.

Подпись

Дата

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

15

О пределяем вместимость Ы скважины по формуле:

Р = 0,25л- d²p„= 0,25 • 3,14 • 0,072 -1250 = 70,65кг .

Определяем массу скважинного заряда по формуле:

Q_CKe = Р -L =70,65- 9,76 = 689,54кг.

Находим коэффициент сближения скважин по формуле:

т = 0,85 + 0,3< = 0,85 + 0,3 • 0,8 = 1,09

Определяем ширину буровзрывной заходки по формуле:

А_БВР = 1,5 • Я_чу = 1,5 • 9,04 = 13,56,и,

где R₄ - радиус черпания на горизонте установки экскаватора ЭКГ-5 А, м (R_4V= 9,04-м).

Определяем высоту перебура по формуле:

h„ = l„ ■ sin р = 0,65 • sin 75 = 0,63,w. Определяем расстояние между скважинами в ряду по формуле

А

b-m = Q_CKII-^ = (A_6ep-q{H + h_n)y о

а¹ =689,54-13,56-1,09-(13,56-0,38(14,6+ 0,63))"' =87,4

а = ^129,9 =\\,4м. Определяем расстояние между рядами скважин по формуле:

b = alm =11,4/1.09 = 10,5л* Линия сопротивления по подошве уступа W = Ъ = 10,5.и . Определяем число рядов скважин по формуле:

А_тр 13,56

п

= 1,29

b 10,5

Принимаю количество рядов равным одному. Уточняю значение ширины буровзрывной заходки по формуле:

А_ш, =п-Ъ = 1-10,5 = 10,5л

Лист

Изм.

Лист

№ докум.

Поипись

Мата

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

16