Обоснование режима бурения и стойкости долота

Режим работы шарошечного бурения характеризуется сочетанием усилия подачи на долота, частоты вращения бурового става и расхода воздуха для очистки забоя скважины от буровой мелочи и охлаждения долота.

 

1.7.1 Оптимальное усилие удачи

 

Р оп = p_уд’ * d д

где: р_о’ – оптимальное удельное осевое усилие, кН/см;

dд – диаметр долота, см.

 

Таблица 1.4 – Оптимальное удельное осевое усилие, кН/см (см. приложение 8)

Пб
руд

 

Для известняков: Р о = 9 * 21,4= 193 кН.

 

1.7.2 Усилие подачи не должно быть больше, чем развиваемое станком, для исключения

смещения станка во время работы с учетом угла наклона скважин:

Ро = Роп ≤ Рmax * Кнакл

где: Рmax – максимальное усилие подачи станка; Кнакл – коэффициент наклонного бурения:

1.0 / 0.9 / 0.8 – соответственно, для вертикального бурения и углов отклонения от вертикали

15^о и 30^о.

Принимаем:

осевое усилие бурстанка для известняков – 193 кН для вертикальных скважин и 174 кН для наклонных с углом наклона от вертикали 15^о.

 

1.7.3. Скорость вращения бурового става принимаем (по рис. 1.3 и приложению 8)

 

для известняков: n _вр = 130 об/мин = 2,17 об/сек.

1.7.4. Выбор типа долот

Шарошечное бурение осуществляется долотами, имеющими в качестве разрушающего органа конусообразные шарошки с фрезерованными зубьями или штырями, армированными твёрдыми сплавами.

По прочности пород принимаю (по табл. 1.5) тип долота – С,СТ для известняков. Зубчатые долота типа С, СТ и Т имеют фрезерованные зубья клиновидной формы с боковыми гранями, армированные твердым сплавом. В диапазоне типов С—Т постепенно увеличиваются общее число и угол заострения зубьев (от 30-35 до 50-60°) с одновременным уменьшением их шага и высоты.

 

 

 

Рис. 1.3 Зависимость оптимальной частоты вращения и

стойкости долот от крепости пород

 

1.7.5. Стойкость долот (по приложению 8), для долот со смазкой опор, составляет для известняков 240 м без применения смазки опор или 330 м – со смазкой.

Табл. 1.5 – Оптимальные типы долот в зависимости от прочности пород

f	<6	6-8	8-10	10-12	12-16	>16
Тип долот	С, СТ	Т	ТК	ТКЗ	К	ОК

 

1.8. Расчет технической скорости бурения

 

= = 57,2 ;

 

= = 51,5 ;

 

Таблица 1.6 –Расчет скоростей бурения для различных условий

	Р о, кН	N вр, об./сек	d д, м	П б	К о	V бур, м/ч
Вскрыша
Необводненные условия
- наклонные по первому ряду		2,17	0,214	4,00	1,0	57,2
- вертикальные		2,17	0,214	4,00	1,0	51,5

1.9. Сменная производительность станка

 

1.9.1. При вертикальном бурении

 

Таблица 1.6 – Расчет сменных производительностей бурения для различных условий

	вскрыша
вертикальные	наклонные
- время смены, ч
- время подготовительно-заключительных операций, ч	0,5	0,5
- время регламентированных перерывов, ч	0,5	0,5
= , ч/м - основное время бурения 1 м скважины,	0,018	0,019
’ - время на вспомогательные операции, мин./м
= ’/60- то же, ч/м	0,033	0,033
Qбурcм, м/см

Таблица 1.7 – Вспомогательное время бурения в зависимости от прочности пород

f
t в’ - Вспомогательное время бурения, минут/м
t в, часов/м	0,033	0,05	0,067

 

1.9.2. Учет наклонного бурения по первым рядам

Т.к. в нашем случае для известняка (см. п. 2.9÷2.10) 2 ряда скважин и один из них наклонный, то

Q_бур^cм, м/см = 1/2*137 +1/2*134 = 135,5 м/см

 

1.10. Годовая производительность станка

На бурении принят двухсменный режим работы, 5 дней в неделю.

1.10.1. Количество рабочих смен в году

= 469

где: = 0,9 – коэффициент технической готовности.

 

1.10.2. Производительность

* ,

где: =0,85 – коэф. использования календарного времени на основную работу.

 

для вскрыши:

= 54017 = 54

 

1.11. Расчет количества буровых станков

1.11.1. По расчетным объемам бурения:

n _бс = η * Σ L _бур i ^год / , бурстанков,

Где L _бур i ^год – годовые объемы бурения в разных условиях (см. 2.11.2);

– годовая производительность в этих же условиях = 17,1 м;

η = 1.05 – поправочный коэффициент на объемы бурения, учитывающий потери скважин при стоянии.

 

n _бс = 1,05 * 50/54= 1,05 * 0,93 = 0,98≈ 1

 

1.11.2. Необходимый годовой объем бурения в i-тых условиях по среднему выходу горной массы (см. пп. 2.11.2 и п. 2.12):

L _скв i ^год = А _{р (в) i} / β _i * η, м

Где А _{р (в) i} – годовые объемы горных (добычных или вскрышных) работ в i-тых условиях;

β _i – средний расчетный выход в i-тых условиях.

 

Таблица 1.8 – Общий объем бурения в различных условиях

	Вскрыша
	свободная
Объем блоков, тыс. м3	104,17
Количество блоков в i-тых условиях
Объем горной массы в в i-тых условиях, тыс. м3
Выход ГМ с погонного метра скважины, м3/пог.м	100,2
Объем бурения, км
Годовая производительность бурового станка, км/год
nбс

 

Таким образом, для обуривания вскрыши необходимо задействовать 1 буровой станок
СБШ-200.

 

1.12. Капвложения в буровое оборудование

Кбс = N бс. ´ Цбс. ´ К$ = 1 ´ 173 тыс. $ ´ 30 руб./$ = 5,19 млн. руб.

Где К$ = 30 руб./$ – расчетный курс доллара в 2003-2004 гг.

 

 

1.13 Оценка себестоимости бурения

Элементы расходов

1) Затраты на оплату труда

2) Социальные отчисления

3) Амортизационные отчисления

4) Затраты на запасные части и ремонт

5) Износ на шарошечные долота

6) Расходы на электроэнергию (для электрических станков)

7) Расходы на дизельное топливо (для дизельных станков)

 

1.13.1 Оплата труда

При непрерывной рабочей неделе и 8-ми часовом рабочем дне в течение суток 3 бригады работают, 1отдыхает на выходном и ещё одна находится в отпуске.

В бригаде 2 человека:

– машинист – в среднем 45 тыс. руб./ месяц;

– помощник – в среднем 35 тыс. руб./ месяц.

Годовые затраты:

Z_зп = ЗП_м ´ 12 ´ 5 ´ N_б.с. = (45 + 35) ´ 12 ´ 5 ´ 1 = 80 ´ 60 ´ 1 = 4800 ´ 1 = 4800 тыс. руб. = 4,8 млн. руб.

 

1.13.2 Социальные отчисления

В настоящее время единый социальный налог, объединяющий отчисления в «Фонд социального страхования», в «Пенсионный фонд» и в «Фонд медицинского страхования», составляет 34,2%

Z_с.о. = Z_зп ´ 0,342 = 1,64 млн. руб.

 

1.13.3 Амортизация

Нормативный срок службы шарошечных буровых станков составляет 7 лет

Z_а = N_бс. ´ Ц _бс. ´ К$/7 = 1 ´ 173 тыс. $ ´ 30 руб./$/7 = 0,741 млн. руб.

 

1.13.4 Затраты на запасные части и ремонт

Принимаем в размере 5% от стоимости машины ежегодно

Z_р = 1 ´ 5190 ´ 0,05 = 1 ´ 260 = 260 тыс. руб. = 0,260 млн. руб.

 

1.13.5 Затраты на шарошечные долота

Являются самым быстро изнашиваемым инструментом

Z_ш =(L_бур./l_ш ´ К_попр.) ´ Ц_ш = (50000/330 ´ 2) ´ 17,5 = 5,3 млн. руб

L_бур. = 50 км – годовой объём бурения (см. пункт 2.11.2)

l_ш = 330 м – примерная стойкость долот со смазкой для горых пород ¦ = 4 (см. график оптимальных оборотов вращения)

К_попр. = 2 – поправочный коэффициент к стойкости долот, учитывающий прогресс в конструкциях шарошек с 1970 г.

Ц_ш = 17,5 тыс. руб. – цена шарошечного долота для диаметра 269 мм

Æ				244,5	250,8			мм
Цк	13,5		17,5		26,5			тыс. руб.

 

1.13.6 Затраты на электроэнергию

 

Z_эн = Ц _эн. ´ Р_дв. ´ К_з ´ Т_к ´ К_тг ´ К_ив ´ N_бс. = 1,4 руб./кВт.ч. ´ 400 кВт ´ 0,75 ´ 8760 ´ 0,9 ´ 0,85 ´ 1 = 2,8 млн. руб.

К_з – коэффициент средней нагрузки двигателя

Т_к = 365 ´ 24 = 8760 – календарный фонд времени.

К_тг – коэффициент технической готовности

К_ив.– коэффициент использования времени

N_бс.– количество буровых станков.

 

1.13.8 сводка затрат

		Электрический
№		млн. руб.	%
	Оплата труда	4,8	37,7
	Отчисления	1,64	12,9
	Амортизация	0,741	5,8
	Ремонт	0,26
	Доплата	5,3	41,6
	Электроэнергия	2,8	37,7
	Всего	12,741

 

1.14. Выводы

В нашем случае принимаем 1 станок СБШ-200.

Капвложения в буровые станки – 5,19 млн. руб. Годовые эксплуатационные затраты –

12,741 млн. руб. Себестоимость бурения составляет 255 руб./ пог.м. Себестоимость обуривания –

2,55 руб/ м3.

 

 

2. РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ

Таблица 2.1 – Исходные условия для 2 главы:

Показатель	Условное обозначение	Значение	Размерность
Производительность по вскрыше	Ав		млн. м3/год
Тип руд		Известняки
Плотность	р	2,42	т/м3
Ширина площадки	Вр		м
Средняя отдельность в массиве	Lср		м
Обводненность		необводненная
Марка ВВ: - необводненные условия		граммонит 79/21

 

2.1 Определение типа пород по взрываемости

2.1.1 Эталонный удельный расход ВВ

для известняков: 11,9 ;

2.1.2 Категория пород по взрываемости

КатВ =

для вскрыши: КатВ _в = 11,9 / 4 = 2,98 => 3

2.1.3 Класс пород по взрываемости

В соответствии с полученным результатом (по приложению 10):

известняки – относим к I классу – легко взрываемые породы.

.

2.2 Характеристика ВВ

По условию размещения зарядов ВВ в скважинах и категории по взрываемости применяю:

– в необводнённых условиях – граммонит 79/21 (табл. 2.2).

Таблица 2.2 – Характеристика ВВ (по приложению 11)

Марка ВВ	Небводнённые условия
граммонит 79/21
– коэффициент работоспособности ВВ	1,0
– плотность заряжания	0,8-0,85 (0,9-1,0)
Состав ВВ	Смесь гранулированной селитры с чешуированным тротилом
Стоимость, $

 

2.3 Расчет проектного удельного расхода ВВ:

 

g _п = g _э *Квв * Кд*Кт*Ксз*Кv*Ксп*Кн*Кз, г/м ³

 

где Квв – коэффициент работоспособности ВВ = 1,0,

 

Кд=0,5/d _ср – коэффициент степени дробления,

d _ср - размер среднего куска

d _ср = (0.15÷0.2)*Е ^⅓ = (0.15÷0.2)*10 ^⅓ = 0.3÷0.4 м для руды и породы, соответственно.

Е – емкость ковша, м³,

для вскрыши d _ср = 0,4 м, Кд=1,25,

 

Кт = 1.2*Lср + 0.2 – коэффициент учета трещиноватости массива,

для вскрыши Lср = 1 м (см. исходные условия), Кт = 1,4.

 

Ксз = 1,0 – коэффициент сосредоточенности (в массиве) заряда для скважин ǿ 214 мм и пород легко взрываемых (приложение 10, табл.2.4);

 

Таблица 2.4 – Коэффициент сосредоточенности скважинных зарядов (по приложению 10)

ГП	d СКВ, мм
Легковзрываемые	0.9-0.95		1.05-1.1
Средневзрываемые	0.85-0.9		1.2-1.25
Трудновзрываемые	0.7-0.8		1.35-1.4

 

 

Кv = коэффициент учета высоты уступа при Ну ≤ 15 м,

Кv = (15/Ну) ^⅓ = (15/15) ^⅓ = 1,0

 

Ксп = 6 – коэффициент учета свободных поверхностей при диагональной схеме коммутации зарядов и 3-х свободных поверхностях (приложение 10);

(При порядной схеме взрывания СП = 2, а Ксп = 8.)

 

Кн – коэффициент учета наклона скважин
(при 90^о Кн = 1, при 75^о – 0,95, а при 60^о – 0,93);

 

Кз – коэффициент учета зажатости взрывания.

(при взрывании на подобранный забой Кз = 1, а при взрывании с подпорной стенкой Кз = 1.1 для первого ряда).

Для взрывания вскрыши, в необводненных условиях, для первого наклонного ряда скважин:

g _п = 11,9* 1,0 * 1,25 * 1,4 * 1,0 * 1,0 * 6 * 0,95 * 1,1 = 131 г/м³ = 0,131 кг/м³.

Таблица 2.6 – Проектный удельный расход ВВ

Условия взрывания	g э, г/м3	Квв	Кд	Кт	Ксз	Кv	Ксп	Кн	Кз	g п, г/м3
Вскрыша обводненная 1-й наклонный ряд	11,9	1,0	1,25	1,4		1,0		0,95	1,1
То же, вертикальные ряды	11,9	1,0	1,25	1,4		1,0			1,1

 

2.4 Определение сопротивления по подошве

2.4.1. Предельное сопротивления по подошве для одиночной скважины из условия нормальной проработки подошвы уступа определяется по формуле:

мм

где – коэффициент учета трещиноватости массива, при монолитном массиве (Lср > 1,5 м) равен 1,0; при трещиноватом – 1,1; при сильнотрещиноватом (Lср < 0,5 м) – 1,2;

= (1,03 ¸ 1,07)* – диаметр заряда, учитывающий 3¸7% разнос скважин при бурении;
для породы = 1,03* 214 = 220,4 мм = 0,221 м;

– плотность заряжания ВВ в скважину, т/м³;

– плотность породы, т/м³;

m = а / в – коэффициент сближения скважин в раду, равный отношению расстояния между скважинами в ряду (а) к расстоянию между рядами скважин (в).

Для квадратной (а = в) сетки m = а / в = 1. Для «шахматной» m = а / в = 1.15.

для вскрыши в необводненных условиях

=7,41 м = 7,4 м ≈ 7,5 м.

 

2.4.2. То же, для ряда скважин при порядном взрывании

W_п = W _{по *} (1,6 - 0,5 _* m),

2.4.3 При квадратной сетке расположения взрывных скважин на уступе и диагональной схеме коммутации зарядов W_по.

 

2.5 Проверка на безопасность бурения скважин в первом ряду

2.5.1. Условие безопасности

W_п > W_без

Если условие безопасности бурения обеспечивается, то по первому ряду бурят вертикаль-

ные скважины.

Если условие безопасности не обеспечивается, применяют:

1) при незначительном невыполнении, когда Wбез- Wп < 0.5 м, – увеличение глубины

скважин по первому ряду на 0.5 м;

2) бурение по первому ряду наклонных скважин под углами 15^о или 30^о от вертика-

ли;

3) более мощное ВВ;

4) бурение по первому ряду скважин большего диаметра;

5) бурение 2 или 3 сближенных скважин на расстоянии 0.5 м, которые работают как

одна большего диаметра. При этом Wп2 = Wп1 * 2 1/2, а Wп3=Wп1 * 3 1/2.

 

2.5.2. Расчет безопасного расстояния при вертикальных скважинах в первом ряду

min,

где: – высота уступа, = 15 ; 0,839, при (Угол берется по опыту ведения горных работ по месту практики, в учебном расчете принимается в зависимости от крепости пород (табл. 2.7);

Таблица 2.7– Угол наклона откоса уступа

f
α

 

С min – минимально допустимое расстояние от оси скважины до бровки уступа – 3 м при бурении на подобранный уступ и 2 м – при бурении с оставлением породной подпорной стенки.

При бурении с оставлением подпорной стенки W_без = 15 _* 0,839 + 2 = 14,5 .

2.5.3. Сопоставление W_п и W_без и выводы.

Таблица 2.5 – Расчет

Условия взрывания	Вскрыша с оставлением подпорной стенки
Wп	7,5
Wбез	14,5

 

В нашем случае условие безопасности не соблюдается, поэтому применяем по первому ряду наклонное бурение под углом 15° от вертикали и 75° от горизонтали.

Необходима проверка условий безопасности для новых условий!

 

2.5.4. Проверка условий безопасности бурения при новых условиях

Расчет безопасного расстояния при наклонных скважинах в первом ряду

= 15 * (0,839-0,268) + 2 = 10,6 ≈ 10,5 м,

где: b – угол отклонения скважины от горизонтали.

условие безопасности не соблюдается, поэтому применяем по первому ряду наклонное бурение под углом 30° от вертикали и 60° от горизонтали.

= 15 * (0,839-0,577) + 2 = 5,9 ≈ 6 м

Определенные ранее сопротивления по подошве (см.5.4.1) больше полученного необходимого безопасного расстояния, т.е. условие безопасности при применении наклонного бурения выполняется.

 

2.6. Определение конструкции заряда и размеров сети по максимальной вместительности скважин для вертикального бурения.

2.6.1. Длина забойки

L_заб = (0,5 ¸0,7) * W_п = 4,0 м

Фактически, для обеспечения достаточ-

ной забойки, достаточно 2-3 м мелко-

дробленого материала. Иногда, при

взрывании вдалеке от жилых и

производственных сооружений, забойку

вообще не применяют.

 

2.6.2. Длина перебура

L_пер = (0,2¸ 0,3) * W_п = 2,5 м

 

 

2.6.3. Длина скважины

L_скв = Ну/ sin b + L_пер, м

Длины забойки, перебура и скважины округляем до 0,5 м.

L_скв = 15/ sin 60+2,5 =20 м

 

2.6.4. Длина заряда

L_зар = L_скв - L_заб , м

L_зар = 20-4,0 = 16 м

2.6.5. Вместимость ВВ в 1 м скважины

р = D * 1000 * p /4 *d_з², кг

где – диаметр заряда, м (см.2.4.1).

р = 0,8 * 1000* 3,14/4 * 0,221² = 30,7 кг.

2.6.6. Масса заряда ВВ в скважине

Q_вв^скв = L_зар * р, кг

Q_вв^скв1 = 16*30,7=491,2 кг,

2.6.7. Расстояние между скважинами в ряду при квадратной сетке

=,

______________

а= √491,2* 1/(0,138*15)=15,4≈15,5 м

 

Размер сетки округляем до 0,5 м, преимущественно, в меньшую сторону (например:
7,9 ÷ 8,39 ≈ 8 м, а 8,4 ÷ 8,89 ≈ 8,5 м).

Таблица 2.4 – Расчет параметров сетки бурения для вертикального бурения.

Условия взрывания	Lзаб, м	Lпер, м	Lскв,, м	Lзар,, м	р, кг	Qввскв, кг	а, м	в, м
Вскрыша на подобранный уступ		2,5			30,7	491,2	15,5	15,5

 

2.6.10. При применении более прогрессивной тре-

угольной (так называемой «шахматной») сетки (рис. 2.2)

скважины бурят по углам равностороннего треугольника и

m = а / b = 1.15.

После определения a и b округляются до 0.5 м, пре-

имущественно, в меньшую сторону. Иногда (при а и в ≈

*.25 или *.75) округления до 0.5 м в разные стороны (как

при квазиквадратной сетке).

Например: 6.4 на 5.6 – сетка 6.5 на 5.5.

Или: 8.3 на 7.2 – сетка 8.5 на 7.

 

 

2.7. Уточнение размера сетки по условиям нормального дробления и качественной проработки подошвы уступа.

Если b > Wп, то не будет прорабатываться подошва уступа. По этому расстояние между рядов назначается равным (меньшему) сопротивлению по подошве:

b’ = Wп.

 

Если Wп > b, то по первому ряду скважин будет повышенный выход негабаритов.

По этому сопротивление по подошве назначается равным (меньшему) расстоянию между

рядов, но не менее безопасного расстояния:

Wп’ = b ≥ Wбез.

 

2.7.1. Сопоставляем между собой b = a, W_без и W_п для различных условий.

Таблица 2.5 – Сопоставление и уточнение параметров сетки бурения.

Условия взрывания	b, м	Wбез, м	Wп,, м
Вскрыша, на подобранный уступ	15,5		7,5

 

2.7.2. Принятие решений:

 

В нашем случае для необводненной вскрыши выполняется первое условие (b = 15,5 м > Wп = 7,5м). Необходимое расстояние между рядами b’ = Wп = 7,5 м по условию качественной проработки подошвы уступа. Но, чтобы использовать скважины на полную вместимость, расстояние между рядами скважин оставляем прежними, т.е. b’ = 15,5 м, но увеличиваем глубину перебура на:

dLпер = (b - Wп)/2=(18,5-7,5)/2 = 5,5 м.

При этом первый ряд оставляем прежним.

 

2.8. Уточнение параметров взрывных скважин.

2.8.1. Пересчет необходимой массы заряда для уточненных параметров взрывной сети:

 

Q_вв^скв = Ну * а * b * g _п, кг.

 

Для первых рядов Wп вместо b и учитывают (см. п. 2.3) свой проектный удельный расход ВВ.

 

2.8.2. Пересчет длины заряда:

L_зар = Q_вв^скв / р, м

L_зар = 472/30,7=15,5 м

2.8.3. Расстояние от верхней бровки уступа до первого ряда скважин:

С = W_п - ≥ 3, м

С = 7,5-15*(0,839-0,577)=3,57 м ≥ 3м

2.8.5. Длина забойки

L_заб = L_скв - L_зар, м L_заб = 20- 15,5=4,5 м

2.8.6. Основные параметры взрывных скважин

 

Таблица 2.11 – Паспорт взрывных скважин

Условия взрывания	Тип скважин	а, м	b, м	Wп, м	С,* м	QввСкв кг	Lзар, м	Lскв, м	Lзаб, м
Вскрыша нестесненная	1-й ряд	наклонные	15,5					15,5		4,5
остальные	вертикальные	15,5	15,5	7,5	3,5

 

В данных условиях работы мы применяем конструкцию заряда при сплошном расположении ВВ.

 

2.9. Конструкции зарядов (рис. 2.2 ÷ 2.5).

 

 

 

2.10. Параметры взрывных блоков.

2.10.1. Объемы взрываемых блоков.

Взрывные работы осуществляются раз в неделю, в субботу, в конце дневной смены, в 14:00. На практике объем каждого блока зависит от конкретных условий состояния горных работ. Мы же рассчитываем параметры усредненных блоков:

 

Vбл в = Ав’/ Nвзр,

где: Ав’, тыс.м³/год – годовые производительности по вскрыше;

Nвзр = 340/7 =48 – среднее количество взрывов в год (340 – количество дней работы карьера в северных условиях при непрерывном рабочем графике).

Следует отметить, что 48 блоков вскрыши находятся в обводненных условиях и взрываются с подпорной стенкой.

Объем блоков для вскрыши Vбл в = 5 000 / 48 =104,17 тыс.м³

 

2.10.2. Количество рядов скважин

n_р = (В – Wп) / b + 1

Отбрасываем дробную часть.

Для вскрыши стесненной n_р = (35 – 7,5) /15,5 + 1=2,8 => 2 ряда.

 

2.10.3. Уточнение ширины взрываемых блоков

В’ = Wп + (n_р – 1) * b

Для вскрыши

- в необводненных не стесненных условиях В’в = 7,5 + (2 – 1) *15,5 = 23 м ≤ 35м.

2.10.4. Схема развала взорванных горных пород

Параметры развала определяем по приложению 16.

 

 

2.10.5. Длины блоков

Lбл = Vбл /(В’*Ну), м

Для вскрыши

- в необводненных нестесненных условиях Lбл_в = 104170 / (35 * 15) = 198 м.

 

2.10.6. Количество скважин в ряду

n _{скв р} = Lбл / b,

Для вскрыши

- в необводненных нестесненных условиях n _{скв р} = 198/ 15,5 =12,8 ≈ 13.

 

2.10.7. Общее количество скважин в блоке

 

n _{скв бл} = n _{скв р} * n _р,

Для вскрыши

- в нестесненных условиях n _{скв р} = 13 * 2 = 26.

 

2.10.8. Схема коммутации взрывных зарядов

Для всех условий взрывания принята диагональная схема взрывания.

 

 

2.11. Расчет годового объема бурения

2.11.1. Общая длина скважин в блоке

L скв ^бл = (L скв ₁+ L скв п * (n_р – 1)) * n_{скв р}, м

для вскрыши

Lскв ^бл = (20+20*1)*26 = 1040 м

2.11.2. Годовой объем бурения:

L скв ^Σ = Σ L скв ^бл * n_блi, м

n_блi – количество блоков, находящихся в i-ых условиях

n_блi = Ав’/ Vбл = 5000/104,17= 48 шт

L скв ^Σ = 1040*48 = 49920 м.

Таблица 2.7 – Расчет годовых объемов бурения

Условия взрывания	nблi	nр	nскв р	Lскв бл м	L скв Σ км
Вскрыша стесненная

 

2.12. Выход горной массы с 1 погонного метра скважин.

 

β = Vбл р / L скв ^бл, м³/пог.м

Для вскрыши

- в нестесненных условиях βвс = 104170 / 1040 = 100,2 м³/пог.м.

 

2.13. Годовой расход взрывчатых веществ.

2.13.1. Масса в одной ступени замедления:

Q_вв^Ступ = Q_вв^Скв1 + Q_вв^СквN * (n_р - 1)

Q_вв^Ступ = 492+ 497*1= 989 кг

2.13.2. Масса ВВ в блоке:

Q_вв^Бл = Q_вв^Ступ * n_{скв р}

Q_вв^Бл = 989*26 = 25714 кг = 25,7 т

2.13.3. Годовой расход ВВ:

Q_вв^Год = Σ Q_вв^Бл * n_блi

Q_вв^Год =25,7 * 48 = 1234 т

 

Всего в год необходимо 1234 т неводоустойчивого граммонит 79/21.

 

2.14. Радиусы опасных зон

2.14.1. Радиус опасной зоны по разлету осколков

Размеры опасных зон по разлету осколков при взрывании на дробление принимаются по таблице треста «СоюзВзрывПром» (табл. 2.9) по величине условной линии наименьшего сопротивления (ЛНС)

W_усл = 0,7 * Wп _max = 0,7 * 7,5 = 6 м.

 

Таблица 2.9 – Размеры опасных зон по разлету осколков при взрывании на дробление

Wусл, м	1,5
Радиусы опасной зоны: - для людей Rрч, м - для механизмов Rрм, м

При взрывании на косогоре в сторону скоса размеры опасной зоны увеличивают в 1,5 раза.

 

В нашем случае радиусы опасных зон по разлету осколков для людей R_рч составляют 400 м, и для механизмов R_рм – 200 м.