- •1.4 Режим работы предприятия
- •2.2 Выбор системы разработки
- •2.3 Выбор выемочно-погрузочного оборудования и расчет его производительности.
- •2.4 Расчет элементов системы разработки
- •2.5 Подготовка горных пород к выемке
- •2.6 Карьерный транспорт
- •2.7 Отвалообразование
- •3 Электроснабжение и освещение карьера
- •4 Водоотлив
- •5 Индивидуальное задание. Схемы отработки уступа гидравлическим экскаватором типа обратная лопата Komatsu pc1250-7
- •6.2 Охрана водных ресурсов
- •6.3 Охрана земель
- •7.2 Правила безопасности при буровых работах
- •7.3 Правила безопасности при работе автотранспорта
- •7.4 Правила безопасности при эксплуатации бульдозерного отвала
- •7.5 Правила безопасности при взрывных работах
- •7.6 Правила безопасности при транспортировании взрывчатых материалов
- •8.4 Расчёт производительности труда
- •8.5.4 Расчёт затрат по элементу «Материальные затраты»
- •8.5.5 Расчёт расходов на транспортировку вскрышных пород и угля
- •8.5.6 Расчет стоимости услуг на бвр
- •8.6 Расчёт структуры себестоимости
- •8.7 Расчёт показателей использования основных фондов
- •8.8 Расчёт условно-годовой экономии
2.5 Подготовка горных пород к выемке
Исходя из значения крепости вмещающих пород выбираем тип ВВ – Граммонит 79/21 Его коэффициент приведения равен КВВ = 0,89, плотность ρВВ = 850 кг/м3.
Определяем линию наименьшего сопротивления по подошве при короткозамкнутом взрывании по формуле:
(14)
где d – диаметр скважины, 0,216 м;
- плотность
заряжания, штатное 0,8-0,9,кг/м
;
q – удельный расход ВВ, 0,8 кг/м ;
-отношение
среднего диаметра естественной
отдельности в массиве, м.
(15)
где
–
коэффициент
крепости вскрышных пород (см. задание).
Рациональная степень взрывного дробления при транспортной технологии определяется по формуле:
(16)
где Е - вместимость ковша экскаватора, м3;
Пвв - показатель относительной эффективности ВВ.
Удельный расход ВВ, обеспечивающий рациональную степень взрывного дробления zр:
(17)
где Е - вместимость ковша экскаватора, м3;
Пвв - показатель относительной эффективности ВВ.
Вместимость ВВ рассчитываем по формуле:
(18)
где d – диаметр скважины, 0,216 м;
- плотность заряжания, штатное 0,8-0,9,кг/м .
Сопротивление по подошве должно удовлетворять условию:
(19)
Сопротивление по подошве определяется по формуле:
(20)
где
-
угол откоса уступа, град;
с - безопасное
расстояние до верхней бровки уступа,
с
3м
принимаем наклонную
скважину для бурения (с углом наклона
750)
Определяем длину скважины по формуле:
м
(21)
где d – диаметр скважины, 0,216 м;
-
угол наклона скважины к горизонту, град
(75 для
наклонных, 90 для
горизонтальных);
hу- высота уступа;
-
длина перебура, м.
Определяем длину перебура по формуле:
(22)
где d – диаметр скважины, 0,216 м;
-отношение среднего диаметра естественной отдельности в массиве, м.
Минимальную длину забойки устанавливают из условия полного охвата взрываемого массива дробящим действием заряда сплошной конструкции:
м,
(23)
где d – диаметр скважины, 0,216 м;
-отношение среднего диаметра естественной отдельности в массиве, м;
- длина перебура, м.
ρВВ = 850 кг/м3, принимаем для одного метра 0,85,
Длина колонки заряда ВВ:
м;
(24)
где - длина перебура, м;
-
длина скважины, м;
-
длина забойки, м.
Массу скважинного заряда
кг
(25)
где Р- вместимость ВВ в 1м скважины;
-длина
колонки заряда ВВ.
кг,
(26)
где d – диаметр скважины, 0,216 м;
ρВВ = 850 кг/м3.
Определяем расстояние между скважинами в ряду по формуле:
(27)
где m – коэффициент сближения заряда, 0,9-1,3;
q- удельный расход ВВ;
hу- высота уступа;
Qскв- масса скважинного заряда, кг.
Определяем расстояние между рядами скважин по формуле:
(28)
где m – коэффициент сближения заряда, 0,9-1,3;
а- расстояние между скважинами в ряду, м.
Определяем длину взрываемого блока по формуле:
(29)
где
-
число рядов скважин.
а- расстояние между скважинами в ряду, м;
Nскв- количество скважин, взрываемых за 1 взрыв.
Число рядов скважин определяется по формуле:
(30)
где Абвр – ширина заходки по целику, м.
Ширина буровзрывной заходки равна или близка к ширине экскаваторной заходки:
(31)
где Rч.у - радиус черпания на уровне стояния экскаватора, м.
Определяем объем породы, взрываемой 1 скважины по формуле:
м3
(32)
где а- расстояние между скважинами в ряду;
hу- высота уступа;
-сопротивление
по подошве.
Определяем выход горной массы с одного метра скважины по формуле:
(33)
где а- расстояние между скважинами в ряду;
hу- высота уступа;
-сопротивление по подошве;
Lскв- длина скважины, м;
Определяем количество скважин, взрываемых за 1 взрыв по формуле:
(34)
где
- месячная производительность экскаватора;
- количество взрывов
в месяц, 2;
V- объем породы, взрываемой 1 скважины, м3.
Определяем расход ВВ на 1 взрыв по формуле:
(35)
где
- масса скважинного заряда, кг.
Определяем расход ВВ на месяц по формуле:
(36)
где - вес заряда, кг;
- количество взрывов в месяц, 2.
Так как в проекте принимается короткозамедленное взрывание, необходимо определить интервал замедления по формуле:
(37)
где К – коэффициент,
зависящий от физико-механических свойств
горных пород,
-сопротивление по подошве.
Определяем удельный расход ВВ по формуле:
кг/м3
(38)
где
- расход ВВ на 1 взрыв;
V- объем породы, взрываемой 1 скважины, м3.
Определяем расход ДШЭ на один взрыв по формуле:
(39)
где
- коэффициент запаса ДШЭ, 1,15;
- коэффициент
удлинения ДШЭ на узлы, 1,2;
- длина заложения
боевика, м.
Длина заложения боевика определяется по формуле:
(40)
где Lскв- длина скважины, м;
Определяем рыхления линии наименьшего сопротивления по подошве нормального выброса по формуле:
(41)
где -сопротивление по подошве;
Радиус опасных зон по сейсмическому воздействию для зданий и сооружений определяется по формуле:
(42)
где К
- коэффициент, зависящий от взрыва грунта
в основании охраняемого сооружения,
15;
-
коэффициент, зависящий от показателей
действия взрыва, 1
- расход ВВ на 1 взрыв;
Согласно ЕПБ при взрывных работах на открытых горных работах должен быть для людей не менее 600 м, для механизмов 300м.
Выбирается средства инициирования количество детонаторов, марка детонирующего шнура, марку замедлителей.
Принимаем прямоугольную сетку расположения скважин 8×8
