Технология и техника разработки карьера (стр. 6 из 15)

Принимаем W_б= 5,8 м.

Коэффициент сближения зарядов или относительное расстояние между зарядами m=0,8÷1,2.

Для данных условий принимаем m=1.

Расстояние между зарядами в ряду (а) определяется по формуле:

а=m·W(22)

а=1·5,8=5,8 м.

Расстояние между зарядами рядов (в):

в = а = 5,8 м.

Масса заряда в скважине Q:

, (23)

где q – удельный расход ВВ;

H – высота уступа;

a – расстояние между зарядами в ряду;

W – линия сопротивления по подошве уступа.

Объём породы от взрыва 1-ой скважины определяется по формуле:

V₁=H·a·W(24)

V₁=9,1 · 5,8 · 5,8 =306 м³.

Расчёт воздушного промежутка:

а) величина перебура скважины

l_пер= (10÷15)·d = 10·0,2 = 2м.

б) глубина скважины

l_скв=H + l_пер = 9,1+2 = 11,1м.

в) величина забойки

l_заб = (20÷25)·d,

l_заб = 20 · 0,2 = 4м.

г)длина заряда:

l_зар =L_с - l_заб = 11,1-4=7,1м.

Ввиду отсутствия воздушного промежутка принимаем сплошную колонковую конструкцию скважинного заряда.

Определим ширину развала взорванных горных пород.

При однорядном мгновенном взрывании

, (25)

где к_в -коэффициент, характеризующий взрываемость пород;

- коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту;

При вертикальном расположении скважины

=1,

q_п - проектный удельный расход ВВ,

Н=9,1 м - высота первого добычного уступа:

В₁ = 4 ∙ 1 ∙

= 9,3 м;

Н=9,2 м - высота второго добычного уступа:

В₁ = 4 ∙ 1 ∙

= 9,3 м;

При многорядном короткозамедленном взрывании без подпорной стенки ширина развала

, (26)

где к_до - коэффициент дальности отброса взорванной породы, учитывающий величину интервала замедления;

n – число одновременно взрываемых рядов скважин;

b – расстояние между рядами скважин.

При трехрядном взрывании первого уступа:

В_п = 0,9 ∙ 9,3+(3-1) ∙ 5,8=19,97 м.

Для второго уступа:

В_п = 0,9 ∙ 9,3+(3-1) ∙ 5,8= 19,97 м.

Определим высоту развала. При однорядном взрывании вертикальных скважинных зарядов:

(27)

где к_р - коэффициент разрыхления взорванной породы, к_р = 1,3;

Для первого уступа:

м

Для второго уступа:

м

Рассчитаем параметры буровзрывных работ для одного уступа.

Ширина развала избираемого за 1 проход экскаватора не должна превышать ширины экскаваторной заходки, максимальная величина которой составляет 1,7R_ч.у. , где R_ч.у. – максимальный радиус черпания экскаватора на горизонте установки.

Для ЭКГ – 8У R_ч.у.= 1,7·23,7=40,3 м.

По правилам безопасности высота развала при одно- и двухрядном взрывании не должна превышать высоты черпания экскаватора.

h_р<h_ч.мах

Для ЭКГ – 8У Н_ч.мах= 23,7 м.

Принимаем трехрядное расположение зарядов.

Расчетный удельный расход ВВ:

q=0,45 – 0,7 кг/м³

Принимаем q=0,6 кг/м³.

Для условий данного карьера в качестве ВВ применяем на массовый взрыв игданит, а для изготовления патронов – боевиков и взрывания негабаритов – аммонит №6 ЖВ, коэффициент относительной работоспособности е = 1.

Определение сопротивления по подошве уступа (ЛСПП)

Для расчёта величины W рекомендуется пользоваться следующими формулами

или ,

где d – диаметр скважины, м.;

- плотность заряжания ВВ 0,9 кг/м³

q - удельный расход;

γ – плотность взрываемой породы, кг/м³

м;

Принимаем W=5,8 м.

Расчетную W нужно сопоставить с безопасным ее значением, который вычисляется по формуле

W_б

Н · сtgα + с = 18,2 · ctg 80º +3 = 6,3м.

Н – высота уступа;

α – угол откоса;

с – берма безопасности, с

3 м.

Принимаем W_б= 6,3 м.

Коэффициент сближения зарядов или относительное расстояние между зарядами m=0,8÷1,2.

Для данных условий принимаем m=1.

Расстояние между зарядами в ряду (а) определяется по формуле:

а=m·W

а=1·6,3=6,3 м.

Расстояние между зарядами рядов (в):

в = а = 6,3 м.

Масса заряда в скважине Q:

,

где q – удельный расход ВВ;

H – высота уступа;

a – расстояние между зарядами в ряду;

W – линия сопротивления по подошве уступа.

Объём породы от взрыва 1-ой скважины определяется по формуле:

V₁=H·a·W

V₁=18,2 · 6,3 · 6,3 =722,4 м³.

Расчёт воздушного промежутка:

а) величина перебура скважины

l_пер= (10÷15)·d = 10·0,2 = 2м.

б) глубина скважины

l_скв=H + l_пер = 18,2+2 = 20,2м.

в) величина забойки

l_заб = (20÷25)·d,

l_заб = 20 · 0,2 = 4м.

г)длина заряда:

l_зар =L_с - l_заб = 20,2-4=16,2м.

Ввиду отсутствия воздушного промежутка принимаем сплошную колонковую конструкцию скважинного заряда.

Определим ширину развала взорванных горных пород.

При однорядном мгновенном взрывании

,

где к_в -коэффициент, характеризующий взрываемость пород;

- коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту

При вертикальном расположении скважины

=1,

q_п - проектный удельный расход ВВ,

Н=18,2 м - высота добычного уступа:

В₁ = 4 ∙ 1 ∙

= 13,2м;

При многорядном короткозамедленном взрывании без подпорной стенки ширина развала

,

где к_до - коэффициент дальности отброса взорванной породы, учитывающий величину интервала замедления;

n – число одновременно взрываемых рядов скважин;

b – расстояние между рядами скважин.

При трехрядном взрывании уступа:

В_п = 0,9 ∙ 13,2+(3-1) ∙ 6,3= 24,48 м.

Определим высоту развала. При однорядном взрывании вертикальных скважинных зарядов:

где к_р - коэффициент разрыхления взорванной породы, к_р = 1,3;

м

Принимаем следующую организацию работ по разделке негабарита: сразу после взрыва серии скважинных зарядов по поверхности развала взорванной массы видимые негабаритные куски дробятся наружными зарядами. Как показывает практика, таким способом разделывается 20% объёма негабарита. В процессе погрузки породы оставшиеся негабаритные куски складируются на свободной поверхности (площадке) и затем дробятся методом шпуровых зарядов. Таким методом разделывается 80% объёма негабарита.

4.4 Выемочно-погрузочные работы

4.4.1 Вскрышные работы

Выемочно-погрузочные работы заключаются в выемке горной массы из забоя и погрузке ее в средства транспорта или перемещении на склад.

Высоты разрабатываемых уступов, физико-механические свойства пород и структура механизации смежных процессов позволяют применять для вскрышных работ гидравлический экскаватор ЭГ-5,5 для выемки.

Выемка горной массы осуществляется торцовым забоем, который обеспечивает максимальную производительность экскаватора из-за небольшого среднего угла поворота к разгрузке, удобной подачей автотранспорта под погрузку и минимальных простоев.

Рассчитаем производительность экскаватора ЭГ – 5,5.

Теоретическая производительность в разрыхленной массе:

=3600*6/24=900 м³/ч; (28)

где Е - вместимость ковша, м³;

Т_ц – теоретическая продолжительность цикла, с;

Техническая производительность максимальная часовая производительность экскаватора при непрерывной его работе в конкретных горнотехнических условиях:

=3600*6*0,85*0,8/24=612 м³/ч

где К_з, К_э – расчетные коэффициенты: К_з=0,85; К_э= 0,8.

Эксплуатационная сменная производительность экскаватора определяется по формуле:

П_э = П_тех · Т_см · К_и.с. (29)