- •Курсовой проект
- •Задание по курсовому проекту
- •(Подпись, дата) (инициалы, фамилия)
- •(Подпись, дата) (инициалы, фамилия)
- •3. Расчёт параметров взрывных скважин и производительности бурового станка сбш-250мна-32……………………….......... 8
- •Введение
- •Обоснование параметров и производительности карьера. Выбор оборудования. Режим работы карьера.
- •Расчёт параметров взрывных скважин и производительности бурового станка сбш-250мна-32.
- •4. Расчёт параметров скваженных зарядов.
- •Определение размеров забоя, производительности и парка экскаваторов.
- •Эксплуатационный расчёт колёсного транспорта
- •Определение параметров отвальных работ. Принимаю бульдозерное отвалообразование, т.К вид транспорта – автомобильный.
- •Высота отвала –15…20 метров
- •8. Вскрытие рабочих горизонтов карьера
- •9. Расчёт основных параметров системы разработки
- •10 Техника безопасности при ведении открытых горных работ
- •11. Заключение
- •Библиографический список
Расчёт параметров взрывных скважин и производительности бурового станка сбш-250мна-32.
Расчёт эксплуатационных параметров взрывных скважин, установление производительности бурового станка в конкретных горно-геологических условиях.
Определение высоты уступа:
h ≤ (1… 1,5)*Hч max = (1…1,5)*13,5 = 13,5 … 20,25 ≈ 15 м; (3.1)
Принимаю 15м для разработки экскаватором наносов, 20м для разработки коренных пород.
где h – высота уступа, м; Hч max – максимальная высота черпания экскаватора, м.
Устанавливаю угол откоса рабочего уступа:
В соответствии с коэффициентом крепости по шкале проф. М. М. Протодьяконова:
- угол откоса устойчивого уступа 60°;
- угол откоса рабочего уступа 70°;
- высота уступа 4,5м.
Вычисляю глубину скважин с точностью 0,5 м:
LC = = = 18,6 м; (3.2)
где LC – глубина скважины, м; β – угол откоса скважины к горизонту, град;
ln - длина перебура.
ln = (0,1… 0,25)*h = 2…5 м. Принимаю ln = 3м.
Вычисляю диаметр скважины:
dC = KPC * dд = 1,13*269,9 = 304,9 мм; (3.3)
где dC – диаметр скважины, мм; dд – диаметр долота, мм; KPC – коэффициент расширения скважины при бурении.
Определяю сменную производительность бурового станка СБШ-250МНА-32
ПБ = = = 50 м; (3.4)
tO = 1/Vб = 4,3 мин.
где ПБ – сменная производительность бурового станка, м; ТСМ – продолжительность смены, мин; ТПЗ – продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин; Тр – продолжительность регламентированных перерывов, мин; tO – основное время затрачиваемое на бурение 1 м скважины, мин; tВ – продолжительность вспомогательных операций при бурении 1 м скважины , мин; Vб – механическая скорость бурения (табл. 4.9), м/мин.
Сравнив расчётную сменную производительность с нормативной (табл. 4.10 [1]), получилась разница превышающая 10%, следовательно для дальнейших расчётов принимаю нормативное ПБ = 105 м.
Определяю годовую производительность бурового станка:
ПБГ = ПБ * NСМ Б = 105*695 = 72975 м, (3.5)
где ПБГ – производительность бурового станка, м/год;
NСМ Б – количество смен бурового станка в течение года (табл. 4.11 [1]).
4. Расчёт параметров скваженных зарядов.
В соответствии со свойствами пород и обводненностью скважин выбираем тип ВВ — Граммонит 79/21.
Определяю линию сопротивления по подошве:
W = * КВ* dC* = * 1,1*0,305* = 9,6 м; (4.1)
где W – линия сопротивления по подошве, м; КВ – коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве; dC – диаметр скважины, м; Δ – плотность заряжания ВВ в скважине, кг/м3; КВВ – переводной коэффициент от Аммонита №6 ЖВ к принятому ВВ; 𝜸 – плотность породы, кг/м3.
Нахожу величину ЛСПП с учётом требований безопасного ведения буровых работ у бровки уступа:
WБ = δП + h* (ctgα + ctgβ) = 3,5 + 15*(0,3639 + 0,2679) = 4,9 м; (4.2)
где WБ – значение ЛСПП по возможности безопасного обуривания уступа, м; δП – ширина возможной призмы обрушения, м.
Проверяю соответствие расчётной ЛСПП требованиям ведения буровых работ:
W ≥ WБ (4.3)
9,6 ≥ 4,9
Определяю расстояние между скважинами в ряду (а) и между рядами скважин (b):
Выбираем шахматную сетку скважин.
а = m*W = 1,05 * 6,8 = 7,14 м; (4.4)
b ≈ а = 7,14 м
Определяю массу заряда в скважине:
а) для скважин первого ряда:
Q’З = q * W * a * h = 0,646*6,8*7,14*15 = 470 кг; (4.5)
б) для скважин следующих рядов:
Q’’З = q * b * a * h = 0,646*7,14*7,14*15 = 494 кг; (4.6)
где Q’З, Q’’З – масса заряда ВВ в скважинах первого и последующего рядов соответственно, кг; q – удельный расход ВВ (табл. 4.14), кг/м3.
Выбираем конструкцию заряда. Принимаем рассредоточенный воздушным промежутком колонковый заряд.
Рассчитываем длину забойки. Качественная забойка позволяет существенно улучшить качество взрываемых пород. Уменьшение величины забойки опасно преждевременным выбросом продуктов взрыва и снижением эффективности взрывных работ. Однако чрезмерное опускание забойки резко ухудшает качество взорванных пород, особенно крупноблочного строения.
lЗ = (20…35)*dc = 7,0 м; (4.7)
lПР = (8…12)*dc = 2,6 м; (4.8)
Нахожу длину заряда:
lВВ = LC – lЗ – lПР = 18,6 – 7,0 – 2,6= 9,0 м; (4.9)
где lВВ – длина заряда ВВ, м; lЗ – длина забойки, м; lПР – длина промежутка, м.
Определяю массу заряда по условиям вместимости в скважину:
QЗВ = 7,85* dc2*Δ* lВВ = 7,85*3,052*825*9 = 542 кг;
где QЗВ – масса заряда по условиям размещения его в скважине, кг; dc – диаметр скважины, дм.
Проверяю условие:
Q’З,(Q’’З) ≤ QЗВ (4.10)
494 ≤ 542
Выбираем тип промежуточного инициатора (шашки-детонатора). Исходя из рекомендаций, выбираем шашки-детонаторы с большой инициирующей способностью Т – 400Г, предназначенную для инициирования как обводненных, так и сухих скважинных зарядов.
Вычисляю объём блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой:
VБЛ = QСМ П * nСМ*nД = 2553,7*3*12 = 91932,5 м3; (4.11)
где VБЛ – объём взорванного блока, м3; QСМ П – сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м3; nСМ – количество рабочих смен экскаватора за сутки, ед.; nД – норматив обеспеченности экскаватора взорванной горной массой, сут.
Определяю длину блока:
= 290 м; (4.12)
где LБЛ – длина блока, м; nP – число взрываемых рядов скважин, ед.
Нахожу число скважин, взрываемых в одном ряду:
nСКВ = + 1 = + 1 = 42; (4.13)
Вычисляю общий расход ВВ на блок:
QВ Б = [Q’З + Q’’З * (nР - 1)]*nСКВ = [470 + 494 * (3 - 1)]*42 = 61236 кг; (4.14)
Рассчитываю выход горной массы с 1м скважины:
φ = = = 60,7 м3; (4.15)
Нахожу интервал замедления:
t = 1,25*КЗ*W = 1,25*3,5*6,8 = 29,75 мс; (4.16)
где КЗ – коэффициент, зависящий от взрываемости пород.
Подбираю ближайшее стандартное пиротехническое реле РП-8 t = 35 мс.
Рассчитываю ширину развала взорванной горной массы:
В = (1,5…2,5)*h + b*(nP - 1) = 2*15 + 7,14*2 = 34,28 м; (4.17)
Определяю высоту развала:
hР = (1,0…1,2)*h = 1,1*15 = 16,5 м; (4.18)
Нахожу инвентарный парк буровых станков:
NБ С = = = = 2,58 ≈ 3 машины
Принимаю NБ С = 3 ед.
где АГМ – годовая производительность по горной массе, т; ПБ Г – годовая производительность бурового станка, м.
В ыбираем схему коммутации скважинных зарядов с учётом числа взрываемых рядов скважин и требованиям к параметрам развала. Принимаем продольную схему коммутации.
Рис. 2 Схема расположения скважин на уступе
Рис. 3. Схема монтажа взрывной сети.