
- •Запасы и параметры карьера
- •2.4 Система вскрытия месторождения
- •2.6 Буровзрывные работы
- •2.6.2 Обоснование и расчет параметров взрывных работ
- •2.7.2 Расчет эксплуатационной производительности и количества выемочно-погрузочного оборудования.
- •2.8.2. Транспортировка породы
- •2.8.3 Определение коэффициентов использования грузоподъемности и емкости кузова автосамосвала.
- •2.11 Энергоснабжение.
- •2.11.1 Расчет числа прожекторов при ведении добычных и вскрышных работ
- •2.9.1.9 Электроосвещение карьера
- •2.12 Горно-механическая часть
- •Технические характеристики
- •2.12.4 Структура вспомогательных зданий и помещений
- •2.12.5 Автодороги предприятия
2.6.2 Обоснование и расчет параметров взрывных работ
Определяем проектный расход ВВ по формуле:
qn = qэ*Квв*Кд*Кт*Ксз*Ксп*Кv, кг/м3 (2.18)
где: qэ - эталонный расход ВВ- определяется по категории трудности взрывания;
Квв - коэффициент пересчета расхода эталонного ВВ к расходу реального ВВ;
Кд - требуемая степень дробления;
Kд=0.5/dср (2.19)
где:dср-требуемый средний размер отдельности в массиве,м
Е-емкость ковша эксковатора,м3
dср = 3√E/3 (2.20)
dср =3√5,5/3 = 0,59
Kд=0.5/0,59=0,85
Кт - коэффициент, учитывающий трещиноватость взрываемого массива;
Кт = 1.2lср +0.2,м (2.21)
где lср средний размер отдельностей в массиве,м; lср>1м,то Кт =1.4
Ксз - коэффициент, учитывающий сосредоточенность скважинного заряда; Ксз 1,0;
Ксп - коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей;
Ксп = 0,8
Кv - коэффициент, учитывающий высоту уступа.
Кv =3√15/Hy (2.22)
Кv =3√15/10=1,15
qn =0,5*1*0,85*1,4*1*0,8*1,15 =0,547кг/м3 (2.23)
Обоснование и расчет параметров взрывных работ
Определяем величину преодолеваемого сопротивления по подошве уступа W для одиночного или парносближенного заряда.
Согласно техническим правилам ведения взрывных работ на дневной поверхности преодолеваемую величину сопротивления по подошве рассчитывается по формуле:
W
= 0,9*
р
м, (2.24)
где: р – совместимость 1м скважины, кг/м3.
qр - расчетный удельный расход ВВ, г/м3
Определяется по формул:
р= 0,785*dскв2* Δ, кг/м3 (2.25)
Δ – плотность заряжания, кг/м3 Δ=1100кг/м3
р = 0,785*(0,16)2*1100 = 22кг/м3
W = 0.9*√(22/0,547) = 6 м
Сопротивление по подошве для парносближенных скважин рассчитывается по формуле:
Wn
=
*W,м (2.26)
Wn = 1.4*6 = 8м
Найденные расчетным путем W и Wn уточняются по результатам опытных и промышленных взрывов.
Сопротивление по подошве по условиям безопасности расположения станка находится по формуле:
Wб = һу*ctgα+bn ,м (2.27)
где: һу - высота уступа, м;
α - угол откоса уступа;
bn - безопасное расстояние, м. (равное 2-5 метров).
Wб =10*ctg 450+3 = 13 м
Длина перебура вычисляется по формуле:
ln = 0,1*hy , м (2.28)
где: һу - высота уступа, м;
ln = 0.1*10 = 1 м.
принимаем длину перебура за 1 м.
От длины забойки зависят разлет и ширина развала, которая уменьшается при увеличении ее длины.
Определяем расстояние между скважинами заряда в ряду по формуле:
а = m*W,м (2.29)
где: m - коэффициент, сближения зарядов, принимается в пределах 0,8 - 1,2.
Wр - величина сопротивления по подошве.
а = 0.85*6 =5 м
Расстояние между рядами скважин при мгновенном взрывании по формуле:
b = 0,85*W,м (2.30)
b = а = 5 м
Принимаем квадратную сетку a= b=5м.
Массу заряда в скважине определяем по формуле:
Qскв = qp*W*hу*a, кг (2.31)
Qскв = 0,547*6*10*5 =164 кг
Длину заряда определяем по формуле:
L = Qскв/p,м (2.32)
где: Qскв - масса заряда в скважине, кг;
Р – совместимость 1 м скважин, кг/м
L = 176/22 =8м
Длина скважины находится по формуле:
lc = Hy+ln ,м (2.33)
lc=10+1=11 м
Длину забойки находим из выражения:
l3=lc-L,м (2.34)
lз=11-8=3м
Определяем объем горной массы на 1 скважину:
Vскв=а*в*Ну ,м3 (2.35)
Vскв=5*5*10=250 м3
Выход горной массы с одного метра скважины:
V=Vскв/lc ,м3 (2.36)
V=250/11=23м3
Количество скважин необходимых для взрывания потребного блока:
Ncкв=Vбл/Vскв (2.37)
Nскв=20833/250=85
Число скважин в ряду:
Nскв.р=Nскв/а (2.38)
Nскв.р=85/5=17
Принимаем 5рядов по 17 скважин.
Определяем общий объем бурения во взрывном блоке:
L=lc*Nскв ,м (2.39)
L=11*85=935м
Общее количество ВВ на взрываемый блок:
Qбл= Nскв*Qскв, кг (2.40)
Qбл=85*164= 13940кг
Вес боевиков:
Qбоев=Qб*Nскв ,кг (2.41)
Qб- вес 1 боевика
Qбоев=0,400*85=34 кг
Определим количество волноводов по формуле:
Nскв *1,1=85*1,1=94
(2.42)
2.6.3 Годовая производительная мощность карьера в плотном теле
Vмес=Qг/12 ,м3 (2.43)
Vмес=1000000/12= 83333 м3
Объем взрываемого блока:
Vбл= Vмес/4 ,м3 (2.44)
Vбл=83333/2=20883 м3
Определим ширину развала взорванной массы. Ширину развала для первого ряда скважин определяем по формуле:
,м. (2.45)
Х 0=5*0,547*7,75=21 м
Полная ширина развала:
,м. (2.46)
Х=21+(5-1)5=41 м.
Высоту развала при многорядном взрывании определяют по формуле:
,м. (2.47)
Нр=0,8*10=8 м.
Рассчитаем количество буровых станков, необходимое для годового бурения по формуле:
,станков (2.48)
где: Qб. год - годовая производительность бурового станка
,
м3 (2.49)
h скв.год.= 1000000/23 =43478м3
N бур.ст =43478/47520 =0,9
Принимаем 1 буровой станок
2.6.4 Выбор и обоснование схемы взрывания
Ориентировочный интервал замедления при однородном взрывании:
τ=Кс*W.мс (2.50)
τ=3*6=18мс
где: Кс-коэффициент зависящий от взрываемости пород.
Ширина взрываемого блока:
Lвб=W+b(np-1),м (2.51)
где: np=5-число рядов скважин.
Lвб=6+5(5-1)= 26м
Длина взрывного блока:
А=а*Nскв.р ,м (2.52)
А=5*5= 25м
Общее количество ВВ на блок:
Qобщ=Qбл+Qбоев ,кг (2.53)
Qобщ=13940+34= 13974кг
2.6.5 Расчет размеров опасных зон
Таблица 6
Радиус опасной зоны
Wn , м |
2 |
4 |
6 |
8 |
10 |
12 |
15 |
20 |
25 |
Радиус опасной зоны для Людей, м Механизмов, м |
200 100 |
300 150 |
300 150 |
400 200 |
500 250 |
500 250 |
600 300 |
700 350 |
800 400 |
Принимаем величину для людей 300 м, для механизмов 150 м.
Расчет радиуса опасной зоны по действию ударной воздушной волны на человека определяется по формуле:
Опасная зона по разлету кусков
Wусл=0,7Wmax,м (2.54)
Wусл=0.7*6=4,2м= 4м
Радиус опасной зоны для зданий и сооружений по колебаниям грунта при взрыве:
Rвс=200*
,м (2.55)
Rвс=200*3√
164,4=
1100м
Радиус опасного воздействия воздушной ударной волны на человека:
Rвл=Кв*√Qзо,м (2.56)
Rвл=10√164,4= 128м
Кв=10…15-коэффициент, учитывающий расположение зарядов относительно открытых поверхностей.
2.6.6 Радиус сейсмического воздействия взрыва
При суммарной массе взрываемых зарядов ВВ Q(кг)радиус сейсмоопасной зоны определяют по эмпирическим формулам:
При однократном взрывании
Rc= 9*3√Q м (2.57)
Rc=9*3√164,4= 50м.
2.7 Выемочно-погрузочные работы
Предлагаю использование на выемочно-погрузочных работах экскаваторов Komatsu 1250-7 c вместимостью ковша 5,5 м3 на добычных работах, а для вскрышных работ бульдозер ЧТЗ T 170.
2.7.1 Расчет эксплуатационной производительности и количества выемочно-погрузочного оборудования при вскрышных работах.
Расчёт производительности бульдозера в плотном теле
Сменная производительность бульдозера рассчитывается по формуле:
Qсм = 3600 * Vв * Kу * Kп * Kв * Tсм/Tц * Kр, м3/смену (2.58)
где: Tсм – продолжительность рабочей смены, ч;
Vв – фактический объём призмы волочения, м3;
Ку – коэффициент, учитывающий уклон на участке работы бульдозера, 0,95;
Кп – коэффициент, учитывающий потери, 0,9;
Кв – коэффициент использования бульдозера во времени, 0,8;
Кр – коэффициент разрыхления грунта, 1,45;
Тц – продолжительность одного цикла, сек.
Продолжительность одного цикла работы бульдозера:
Tц = J1/V1 + J2/V2 + (J1 + J2)/V3 + tп + 2tр , сек (2.59)
где: J1 – длина пути резания грунта, 6 м;
J2 – расстояние транспортирования грунта, 8 м;
V1 – скорость перемещения бульдозера при резании, 1 м/с;
V2 – скорость движения бульдозера с грунтом, 1,1 м/с;
V3 – скорость холостого хода бульдозера, 2 м/с;
tп – время переключения скоростей, 5 с;
tр – время поворота бульдозера, 10 с.
Тогда:
Тц = 6/1 + 8/1,1 + 6+8/2 + 5 + 2*10 = 45,3 сек
Фактический объем призмы волочения определим по формуле:
Vв = 0,5*Кп*L*Н2, м3 (2.60)
где: Н– высота отвала бульдозера, 1,31 м;
L – длина отвала бульдозера, 4,21 м;
Кп-коэффициент призмы волочения
Кп=Н/ L (2.61)
Кп=1,31/4,21=0,31
Vв = 0,5*0,31*1,312*4,21 = 1,12 м3
Тогда, сменная производительность бульдозера будет равна:
Qсм = 3600*1,12*0,95*0,9*0,8*12/45,3*1,45 = 1048 м3/смену
Суточная Qсут и годовая Qгод производительности бульдозера определяются по следующим формулам:
Qсут=Qсм*Nсм, м3/сут (2.62)
где: Nсм-число рабочих смен в сутки.
Qгод=Qсут* Nг, м3/год (2.63)
где: Nг- число рабочих дней в году.
Qсут=1048*2= 2096 м3/сут
Qгод= 2096*360= 754480 м3/год
Определим рабочий парк бульдозеров по формуле:
Nб=Qв/Qг, шт (2.64)
где: Qв- годовая производительность карьера по вскрыше.
Nб= 635085/754560= 1шт
Для выполнения основных работ принимаю 1 бульдозер ЧТЗ Т-170.
На период проведения техобслуживания и ремонта на работах будет занят резервный бульдозер той же марки.