5. 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 [1, стр. 67]:

(18)

h≤(1-1.5)H_ч=10 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. 66]:

d_с = К_pc *d_Д=1,2*215,9=259,мм,

где d_с - диаметр скважины, мм; d_Д=215,9 - 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 [1, стр. 74]:

(19)

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 [1, табл.3.6, стр.74], м/мин.

Сопоставим расчетную сменную производительность станка с нормативной. Принимаем нормативное значение: П_б=90*0.9=81 (наклонные скважины), нормативное значение отличается от расчетного более чем на 10 %, примем его в качестве расчетного.

Годовую производительность бурового станка найдем по формуле [1, стр. 75]:

П_б.г = П_б*N_см.б = 81*610 = 49410

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. 108]:

(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 - ко­эффициент сближения зарядов; К_вв=1 - переводной коэффициент для аммонита №6 ЖВ [2, табл. 7.3. стр. 183] ; у=2,5 - плотность породы [из условия], кг/м³.

Выбираем взрывчатку [1, по табл.3,16, стр. 105-106] «аммонит №6 ЖВ в полиэтиленовых патронах»

Найти величину ЛСПП с учетом требований безопасного ведения буровых работ у бровки уступа [1, стр. 108]:

W_б=δ_п+h*(ctgα-ctgβ)= 4 м

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

Проверить соответствие расчетной ЛСПП требованиям ведения буровых работ:

W≥W_б

Выбираем сплошной колонковый заряд.

Длина сплошного заряда, по формуле [1, стр. 109]:

L_вв = L_c - L_{з -} L_пр = 12 - 5 = 7 м (22)

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

I₃ = (20+35)d_c = 5 м;

L_пр - длина промежутка (при сплошном заряде L_пр = 0), м,

Определить массу заряда в скважине по формуле [1, стр. 109]:

Q_з.в. = 7,85 * d²_c l_вв = 7,85*2,59²*1*6 = 331,7 кг (23)

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

Исходя из объема породы, взрываемой зарядом, его масса равна [1, стр. 109]:

Q_з = q*a*b*h = 0,57*7,5*7,5*10 = 320,6 кг

где q - удельный расход ВВ , q=0,6*0,95 = 0,57, 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.:

(24)

b=7,5 м

Проверить возможность преодоления расчетной ЛСПП взрывом заряда ВВ установленной массы:

(25)

Условие выполняется.

Определим массу и длину заряда ВВ в первом ряду скважин:

Q_з1 = q*a*W*h = 0,57*7,5*9,3*10 = 397,6 кг

l_вв1 =Q_з.в. /7,85 * d²_c = 397,6/7,85*2,59²*1 = 8,4 м

Вычислить объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой [1, стр. 111]:

(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 южных районов принимают равной 30 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 :

(28)

где L_бл - длина блока, м; n_р - число взрываемых рядов скважин для выбранной схемы коммутации и взрываемости ГП примем = 4 ед.

Найти число скважин, взрываемых в одном ряду [1, стр. 111]:

(29)

Вычислить общий объем ВВ на блок, кг:

(30)

Рассчитать выход горной массы с 1 м скважины [1, стр. 112], м³:

Найдем интервал замедления [1, стр. 104], мс:

(31)

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

По расчетной величине t подобрать ближайшее стандартное пиротехническое реле, [по табл. 3.14, стр. 94] выберем РП-Д-30 , цвет желтый, принимаем t = 30 мс;

Выбираем схему коммутации «порядную поперечными рядами» и вычерчиваем её в масштабе с расстановкой РП- Д – 30.

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. 75]:

(34)

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