Расчет показателей взрывных работ на карьере

Размещено на http://www.allbest.ru

Размещено на http://www.allbest.ru

1. Запасы и срок службы карьера

Различают геологические и промышленные запасы. Приближенно запасы можно рассчитать, исходя из геометрических параметров месторождения.

Объем вскрышных пород:

,

где VB - объем вскрышных пород, м3;

L - длина карьерного поля, м;

В - ширина карьерного поля, м;

мв - мощность вскрышных пород, м.

м3.

Промышленные запасы полезного ископаемого:

, м3

где VM - объем вскрышных пород, m3;

ми - мощность полезного ископаемого, м;

ки=0,80,95 - коэффициент излечения полезного ископаемого.

м3.

Промышленный коэффициент вскрыши:

Срок службы карьера:

,

где Т- срок службы карьера, лет;

П -- годовая производительность карьера, мгод.

лет.

2. Существующие условия производства буровзрывных работ

2.1 Система разработки

Системой разработки называется определенный порядок выполнения подготовительных работ, увязанных во времени и пространстве, которые предназначены для добычи полезного ископаемого. Правильный выбор системы разработки обеспечивает экономичную и безопасную разработку при рациональном использовании запасов месторождения.

Как наиболее распространенную на карьерах строительных материалов принимаем транспортную систему. Вид транспорта при добыче полезного ископаемого - автотранспортный (автосамосвалы).

Данное месторождение разрабатывается в два уступа по 10 м каждый (по заданию).

Технология производственных процессов включает принципы, средства, комплексы механизации, схемы организации основных производственных процессов: подготовку горной массы к выемке, выемочно-погрузочные работы, транспортирование, перегрузку, складирование и разгрузку горной массы.

Принимаем следующую схему системы разработки: погрузка породы одноковшовым экскаватором -- транспортирование автосамосвалами - отвалообразование бульдозерами.

Так как крепость разрабатываемой породы большая, то требуется дополнительное рыхление взрывным способом.

2.2 Режим работы карьера

Пятидневная рабочая неделя, две смены в сутки при восьми часовой рабочей смене.

Число рабочих дней в году NД = 365 -104 -11 = 250 дней,

где 365 - число календарных дней в году;

104 - число выходных дней в году;

11 - число праздничных дней в году.

2.3 Выбор типа экскаватора

Техническая возможность и экономическая целесообразность использования на карьерах различного типа выемочно-погрузочного оборудования зависит от крепости пород, условий их залегания, требуемой производительности одной машины и карьера в целом, вида механизации смежных процессов и от других факторов.

Для выемочно-погрузочных работ на карьерах строительных материалов наибольшее распространение получили одноковшовые экскаваторы (электрические).

Экскаватор выбирается исходя из размеров нижнего основания траншеи и высоты уступа.

Учитывая горнотехнические условия разработки данного месторождения и высоту уступа, которая не должна быть больше, чем 1,5НЧ, где НЧ -высота черпания экскаватора. Так как высота добычного уступа принята равной 10м, а вскрышного уступа 3.5 м, то для таких условий принимаем для работы на добычном уступе экскаватор ЭКГ-4,6, высота черпания которого составляет 10,2 м; на вскрышном уступе экскаватор ЭВГ-4, с высотой черпания 20,4 м.

Техническая характеристика принятых экскаваторов представлена в таблице 1.

Таблица 1

Показатели	ЭКГ-4,6	ЭВГ-4
Вместимость ковша, м3	4,6	4
Радиус черпания на горизонте установки, м	8,86	13,6
Максимальный радиус разгрузки, м	13,65	20,9
Максимальный радиус черпания, м	14	22,7
Максимальная высота черпания, м	10,2	20,4
Максимальная высота разгрузки ,м	6,3	16
Преодолеваемый подъем, град	12	13
Мощность двигателя, кВт	250	520
Продолжительность цикла, с	23	35
Масса экскаватора,т	1404	360

Ширина заходки экскаватора.

Ширина заходки при разработке скальных пород с применением взрывных работ определяется по формуле:

Аэ = (1,5 +1,7)Rч.у.

где R4.y - радиус черпания экскаватора на горизонте установки, м .

м.

Производительность экскаватора ЭКГ-4,6

Теоретическая производительность:

ч

где Е-ёмкость ковша, m3;

- теоретическая продолжительность рабочего цикла, с

м3/ч.

Техническая производительность

, м3/ч.

где кр - коэффициент разрыхления породы в ковше экскаватора (для мягких пород кр=1,21,4, для скальных кр=1,41,6);

к - коэффициент наполнения ковша.

Коэффициент наполнения ковша механической лопаты при работе в различных породах составляет:

легкие влажные пески, суглинки 1,1+1,0.

песчано-глинистые породы средней плотности 0,8+0,6.

плотные песчано-глинистые породы с галькой и валунами 0,7+0,6.

удовлетворительно взорванные скальные породы 0,75+0,6.

плохо взорванные скальные породы 0,6+0,4.

м3/ч.

Сменная эксплуатационная производительность:

, м3/ч.,

где Тсмена - продолжительность смены, ч;

- коэффициент использования экскаватора во времени, зависящий от типа применяемого оборудования в смежных технологических операциях, организации производства и других факторов. При использовании автомобильного транспорта .

м3/ч.

Годовая производительность:

м3/год,

где - число рабочих дней экскаватора в году, при работе с выходными днями;

псм - число рабочих смен в сутки.

м3/год

Таким образом, выбранный экскаватор ЭКГ-4,6 вполне способен обеспечить годовую производительность карьера.

Уступы разрабатываются одним экскаватором поочередно.

Аналогично рассчитывается производительность экскаватора для вскрышных работ.

2.4 Размер кондиционного куска взрываемой породы

Взорванная горная масса по крупности дробления должна соответствовать определенным требованиям. Допустимый максимальный размер кусков горной породы (м) определяют в зависимости от вместимости ковша экскаватора (Е, м) по формуле:

, м ,

где E - вместимость ковша экскаватора, м.

м.

По вместимости транспортных сосудов размер кондиционного куска определяют по формуле:

, м,

где Ет - вместимость транспортного оборудования, м.

Ёмкость транспортного оборудования Е, согласно техническим условиям эксплуатации должна в 34 раза превышать вместимость ковша экскаватора.

 м3.

м.

Негабаритные куски породы подлежат вторичному дроблению. Фактический выход негабарита согласно заданию на проектирование составляет 15%.

При проектировании карьеров строительных материалов выход мелких кусков и фракционный состав различных процессов необходимо рассчитывать в соответствии с нормами технического проектирования этих карьеров.

3. Решение задания и расчет зарядов по уступам

3.1 Выбор метода взрывных работ

Как показывает практика, что наиболее эффективным методом ведения БВР является метод скважинных зарядов, который и принимаем как основной.

3.2 Угол откоса уступа

Принимается исходя из физико-механических свойств разрабатываемых пород, и находится в пределах 60-80°. Принимаем а=75°.

3.3 Способ взрывания

В настоящее время при взрывании скважинных зарядов наибольшее распространение получил бескапсюльный способ взрывания или взрывание с помощью детонирующего шнура (ДШ), а при разделке негабарита электрический способ взрывания. Эти методы и принимаем в дальнейших расчетах.

3.4 Ширина и высота развала

Ширина развала, убираемого за один проход экскаватора, не должно превышать ширины экскаваторной заходки, максимальная величина которой составляет, 1,7Rч.

где Rч. - максимальный радиус черпания экскаватора на горизонте установки (м).

У экскаватора ЭКГ-4,6-Rч.=8,86 м, следовательно:

м.

По правилам безопасности высота развала не должна превышать высоты черпания экскаватора: hp<Hч.mаx.

У экскаватора ЭКГ-4,6 H=10,2 м.

Высота развала принимается равной:

, м ,

м.

Отсюда hp< Н.

3.5 Выбор типа ВВ

При ведении взрывных работ разрешается применять только те ВВ, на которые имеются стандарты и разрешения Госгортехнадзора России. На карьерах применяются только непредохранительные ВВ.

Для условий данного карьера принимаем в качестве ВВ - Аммонал-200 с коэффициентом относительной работоспособности е=0.9. Для изготовления патронов-боевиков используем аммонит №6 ЖВ, который применяем и при дроблении негабарита.

3.6 Расчетный удельный расход ВВ

Величину расчетного удельного расхода ВВ принимаем q=0,60,75 кг/м3

Принимаем для расчета q=0,65 кг/м3 при плотности заряжания =900 кг/м.

Расчетный удельный расход ВВ уточняется в процессе производства опытных взрывов.

3.7 Диаметр скважины и способ бурения

Диаметр скважины.

Диаметр скважины выбирают с учетом категории пород по трещиноватости, допустимому размеру кусков или по степени взрываемости пород.

Рациональный диаметр скважин выбирают на основе технико-экономических показателей и расчетов с учетом минимума суммарных приведенных затрат. При этом решающее значение имеют производительность станка и стоимость бурения, а также надежность буровых станков.

Рациональный диаметр скважины (м) определяется по формуле:

мм,

где Н-- высота уступа, м;

а - угол откоса уступа, град.;

=1,01,3 - коэффициент структуры массива;

е - коэффициент работоспособности ВВ ;

г - объемный вес пород, t/м3;

m=0,84,2 - коэффициент сближения зарядов;

- плотность заряжания ВВ, т/м;

c=3 м - безопасное расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа.

мм.

Диаметр скважины (мм), отвечающий условию равенства производительности бурового станка и экскаватора по горной массе определяем по формуле:

мм.

Фактический диаметр скважины отличается от диаметра бурового инструмента как из-за частичного обрушения стенок скважин при бурении, так и из-за износа инструмента.

В нашем случае:

Фактический диаметр скважины с учетом коэффициента расширения при f=39 принимаем равным d=230 мм.

Принятая величина диаметра скважины не должна превышать значений, вычисленных по эмпирической формуле:

где q - расчетный удельный расход ВВ, кг/м;

- плотность заряжания, кг/дм .

Проверяем условие dс<d. Следовательно, окончательно принимаем для последующих расчетов диаметр скважины равный 230 мм.

Выбор способа бурения и бурового станка.

Предварительный способ бурения и буровых станков выполняется по коэффициенту крепости пород. В породах c f = 3-5 целесообразно применять станки вращательного бурения типа СБР (СБР-125; СБР-160 и др.). Для пород с f6 или при перемежаемости пород различной крепости целесообразен шарошечный способ бурения станками типа СБШ (2СБШ-200; СБШ-320; БАШ-320 и др.) или ударно-вращательный способ бурения скважин буровыми станками типа СБУ (СБУ-125; СБУ-160; СБУ-200).

В соответствии принятым диаметром скважины и руководствуясь выше приведенными рекомендациями, принимаем буровой станок вращательного бурения 2СБШ-200н-40, технические характеристики которого представлены в таблице №2.

Таблица 2. Техническая характеристика 2СБШ-200н-40

Показатели	2СБШ-200н-40
Диаметр долота, мм	244
Глубина бурения, м	До 40
Угол наклона скважин к вертикали, град	0;15;30
Осевое усилие на забой, кН	0-300
Частота вращения бурового инструмента, с-1	0-2,4
Скорость перемещения, км/ч	0.6
Наибольший угол подъема при передвижении, град	12
Установленная мощность двигателя, кВт	352
Расход сжатого воздуха, м3/мин	25
Длина буровой штанги, м	8
Габариты (длина,ширина,высота), м:
- в рабочем положении	9,2; 4,6; 13,9
- в транспортном положении	13,4; 4.5; 5,7
Масса станка, т	58,5

Производительность бурового станка 2СБШ-200н-40.

Среднегодовая производительность бурового станка при коэффициенте использования рабочего времени 0,7 определяется по формуле:

, м/год,

где Qc - сменная производительность станка, м ;

- число рабочих дней в году;

к - коэффициент, зависящий от крепости пород.

м/год.

3.8 Фактическая вместимость ВВ в 1 м скважины

Для принятого станка 2СБШ-200н-40 фактический диаметр скважины составит 230 мм, при плотности заряжания 0,9 г/см3 вместимость составит Р=37 кг/м.

3.9 Определение сопротивления по подошве уступа (ЛСПП)

Для расчета величины ЛСПП существует несколько расчетных формул. При расчетах можно пользоваться следующими формулами:

и ,

где Wp и W- расчетная и предельная линия сопротивления подошвы пласта, м. Расчетная ЛСПП должна быть меньше ее предельного значения. Полученные значения W необходимо проверить по неравенству:

м

м

Принимаем W=5.67 м.

3.10 Время замедления между взрывами зарядов, принимаемая схема замедления

, мс,

где А - коэффициент, зависящий от свойств взрываемой породы.

Для железной руды А=4.

мс.

Принимаем порядную схему взрывания с интервалом замедления t=30 мс.

3.11 Относительное расстояние между зарядами

Коэффициент сближения зарядов т принимается в пределах 0,81,2 (большая величина в легко взрываемых, меньшая в трудно взрываемых породах).

Принимаем m= 1.2.

3.12 Расстояние между зарядами

Расстояние между зарядами в ряду определяется по формуле:

, м.

м.

3.13 Расстояние между рядами зарядов

Принимаем b=а=6.804 м.

3.14 Масса заряда в скважине

, кг,

кг

3.15 Объем породы от взрыва одной скважины

м.

3.16 Расчет воздушного промежутка

Величина перебура скважины

,м,

где кпер - относительная длина перебура, выраженная в диаметрах заряда. Для мрамора кпер =10

м

Глубина скважины

м;

Величина забойки

м.

Принимаем =4 м.

Длина заряда

м;

Величина воздушного промежутка.

Длина каждого воздушного промежутка определяется в зависимости от категории пород по взрываемости и диаметра скважины и составляет:

для трудновзрываемых пород: ;

для средневзрываемых пород: ;

для легковзрываемых пород: ;

В нашем случае необходимая величина воздушного промежутка составляет:

.

Фактическая величина воздушного промежутка

м.

3.17 Конструкция заряда

Ввиду большого воздушного промежутка принимаем сплошную колонковую конструкцию скважинного заряда.

4. Определение типовой серии зарядов

4.1 Годовая производительность карьера по горной массе в плотном теле

П=1000000 м3/год.

4.2 Количество горной массы, которое должно быть взорвано за один взрыв

м3.

4.3 Необходимое число зарядов в серии с учетом допустимого запаса горной массы

Принимаем 16 скважины.

4.4 Число рядов зарядов

Число рядов зарядов рассчитывается из геометрических размеров блока и величины заходки экскаватора. Так как в задании размеры взрываемого блока не указываются, то для данного примера принимаем двух рядное расположение зарядов.

5. Разделка негабарита

5.1 Организация работ по разделке негабарита

В данном примере 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 примерно 20% общего объема негабарита.

В процессе погрузки породы оставшиеся негабаритные куски складываются на свободной площадке и затем дробятся методом шпуровых зарядов. Таким методом разделывается 80% объема негабарита.

5.2 Процент выхода негабарита

Согласно заданию выход негабарита составляет 15%.

5.3 Годовой объем выхода негабарита при взрывании скважинных зарядов

м3.

5.4 Общее число негабаритных кусков

При средней длине ребра - 1,45 м и среднем объеме куска 3,05 м3 будет равна:

кусков.

5.5 Объем негабарита от серии взрыва составит

м3.

5.6 Количество кусков от одной серии взрыва

куска

5.7 Количество негабаритных кусков, взрываемых методом шпуровых зарядов (80%)

куска

5.8 Количество кусков, взрываемых методом наружных зарядов (20%)

кусков

5.9 Годовой объем бурения негабарита

Средняя глубина шпура -=0,6 м.

м.

5.10 Расход ВВ

Масса зарядов и глубина бурения шпуров при дроблении негабарита ориентировочно принимаются в соответствии с рекомендациями.

Для дробления 1 куска негабарита объемом 3,05 m3 со средней длиной ребра 1,45 м потребуется:

при шпуровом методе - 0,35 кг ВВ при диаметре патронов 32 мм;

при методе наружных зарядов - 2,45 кг ВВ.

5.11 Расход ВВ на дробление негабарита от серии зарядов

при методе шпуровых зарядов - кг

при методе наружных зарядов - кг

Итого - 154.3 кг.

Таким образом, расход аммонита №6ЖВ для дробления негабарита составит 154.3 кг.

5.12 Годовой расход ВВ на дробление негабарита

кг.

6. Схема взрывной сети, ее расчет и монтаж

6.1 Способ взрывания

Взрывание скважинных зарядов производится с помощью детонирующего шнура при порядной схеме короткозамедленного взрывания. Первый ряд магистральной нити детонирующего шнура (ДШ) инициируется электродетонатором мгновенного действия ЭД-8-Э, а второй ряд магистральной нити ДШ электродетонатором короткозамедленного действия типа ЭДКЗ с интервалом замедления в 50 мс.

буровзрывной карьер месторождение

6.2 Источник тока

В качестве источника тока принимаем взрывную машинку КПМ-3. Контроль и замер сопротивления взрывной сети осуществляется линейным мостом Р-3043.

6.3 Схема взрывной сети

В серии взрывается 37 зарядов при двухрядном их расположении. По длине каждой скважины прокладывается нитка ДШ с патроном-боевиком.

Концы ДШ, выходящие из скважины присоединяются к магистральным нитям ДШ, которые прокладываются вдоль каждого ряда и инициируются отдельным электродетонатором. Электродетонаторы между собой соединяются последовательно.

Схема взрывной сети приведена на рисунке 1.



Рисунок 1 -- Схема взрывной сети: 1 - Взрывная машинка КПМ-3; 2 - Электродетонатор ЭД-8-Э; 3 - Электродетонатор ЭДКЗ-50; 4 - магистраль ДШ; 5 - скважинные заряды

6.4 Расчет и монтаж взрывной сети

Расчетное сопротивление одного электродетонатора принимается равным Ом, общее количество электродетонаторов в сети п=2.

Длину магистральных проводов в оба конца с учетом запаса принимаем 660 м. Сечение магистральных проводов 0,75 мм2. Материал проводов - медь с удельным сопротивлением=0,0175 Оммм2/м.

Общее сопротивление электровзрывной сети при основном взрывании:

где RM - сопротивление магистральных проводов, Ом;

,

- длина магистральных проводов, м;

,.

где- радиус опасной зоны, м.

м;

Ом;

Ом.

Так как, то взрыв данной сети от машинки КПМ-3 гарантирован.

Потребное количество ДШ на взрыв.

Количество ДШ на магистральные нити:

где 2 - число рядов зарядов.

N - количество зарядов в серии;

а - расстояние между зарядами в ряду, м;

1,1 - коэффициент, учитывающий расход ДШ на прогибы, изгибы, сростки и т.д.

м.

Количество ДШ на отрезки, вводимые в заряды

, м ,

где 1Скв-- глубина скважины, м;

1-отрезок ДШ на изготовление патрона-боевика, м; 0,5 - отрезок ДШ, выходящего из скважины, м;

2 - взрывная сеть дублируется.

м.

Тогда общий расход ДШ на взрыв составит 104.72+441.6=546.32 м.

Монтаж сети.

Монтаж электровзрывной сети сводится к соединению последовательно концевых проводов электродетонаторов, после чего к крайним зарядам подсоединяется магистраль. Перед присоединением магистрали необходимо убедиться, что ее провода замкнуты накоротко.

Для выполнения взрывных работ на участке необходимо иметь:

Взрывные машинки КПМ-3 - 2 шт.

Линейный мостик Р-3043 - 2 шт.

Электросирена - 1 шт.

Рулетка (длиной не менее 10 м) - 2 шт.

Список литературы

1. Крюков Г.М. Физика разрушения горных пород при бурении и взрывании (с практическими рекомендациями: учебник для вузов. Т.1/ Г.М. Крюков .-- М.: Изд-во МГГУ, 2006. -- 330с.

2. Крюков Г.М. Физика разрушения горных пород при бурении и взрывании: учебное пособие для вузов. Ч.2. Разрушение горных пород при бурении. Разд. 1: Внедрение зубьев в разрушаемую породу. Ударно-вращательный способ бурения / Г.М. Крюков .-- М. : Изд-во МГГУ, 2004 .-- 106с.

3. Кутузов Б.Н. Безопасность сейсмического и воздушного воздействия массовых взрывов: Учеб. пособие для вузов/ Б.Н. Кутузов и др.-- М.: Изд-во МГГУ, 2004.-- 180с.

4. Герасимов В.А. Взрывные работы при строительстве и реконструкции горнотехнических зданий и сооружений: учеб.пособие / В.А. Герасимов, Н.И. Прохоров, Н.Н. Хренов; ТулГУ. -- Тула : Изд-во ТулГУ, 2006 .-- 206с.

5. Эткин М.Б. Взрывные работы в энергетическом и промышленном строительстве/ М.Б. Эткин .-- М. : Изд-во МГГУ, 2004 .-- 317с.

Размещено на Allbest.ru

...