Добавил:
Upload Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:
КУРСОВОЙ-ОГР-2010.docx
Скачиваний:
36
Добавлен:
19.11.2019
Размер:
438.54 Кб
Скачать
  1. 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.

  1. 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.

  1. 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.

  1. 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.

  1. 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.

  1. 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.

  1. 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.

  1. 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.

  1. 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

  1. 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

  1. Определяю массу заряда в скважине:

а) для скважин первого ряда:

QЗ = 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 QЗ, 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)

  1. 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.

  1. 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:

QЗ,(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.

  1. 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.

  1. Определяю длину блока:

= 290 м; (4.12)

где LБЛ – длина блока, м; nP – число взрываемых рядов скважин, ед.

  1. Нахожу число скважин, взрываемых в одном ряду:

nСКВ = + 1 = + 1 = 42; (4.13)

  1. Вычисляю общий расход ВВ на блок:

QВ Б = [QЗ + Q’’З * (nР - 1)]*nСКВ = [470 + 494 * (3 - 1)]*42 = 61236 кг; (4.14)

  1. Рассчитываю выход горной массы с 1м скважины:

φ = = = 60,7 м3; (4.15)

  1. 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.

  1. 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)

  1. Определяю высоту развала:

hР = (1,0…1,2)*h = 1,1*15 = 16,5 м; (4.18)

  1. 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.