3.6.2 Расчет параметров буровзрывных работ

Для бурения скважин на вскрыше, на всех видах работ применяются буровые станки типа СБШ. Техническая характеристика буровых станков приведена в таблице 3.6.

Таблица 3.6 – Технологическая характеристика бурового оборудования

Наименование модели	Усл. диаметр скважины, мм	Глубина бурения верт. скважин, м	Угол наклона скважины к горизонту град.	Ресурс первого капитального ремонта,ч не менее	Коэф-т крепости по шкале Протодьяконова	Техническая производительность м/ч	Удельная масса кг/м^3	Удельный расход эл.энергии при бурении
2 СБШ-200-Н	216	40	70	11000	8-10	18.0	8.8	1026
3 СБШ-200-60	216	60	70	12000	8-10	23,0	6,9	846
6 СБШ- 200-55	216	40	70	15000	8-10	25,0	8,8	1026

Заряжание скважин принято как ручное, так и механизированным способом. Механизация заряжания скважин обеспечивается применением специальных зарядных машин.

В качестве взрывчатых веществ (ВВ) для подготовки пород проектом приняты гранулированные ВВ промышленного изготовления типа:

– граммонит 30/70, 79/21;

– граммонит ТК3-15;

– гранулотол;

– простейшие ВВ типа гранулит УП-1, гранулит НК;

– эмульсионные ВВ типа порэмит, эмульсолит, сибирит.

Для изготовления боевиков и разделки негабаритов принято патронированное ВВ типа аммонит № 6ЖВ.

В качестве инициатора используются шашки тротиловые Т-400, ПН-А-6ЖВ (патрон).

Средствами взрывания служат ДША или ДШ, электродетонаторы (ЭД). Средствами замедления являются пиротехнические реле, типа РП с интервалом замедления 35 м/сек, 50м/сек.

Для более эффективного дробления пород и в связи с близостью промышленных и гражданских сооружений во всех случаях применяется короткозамедленное взрывание, которое уменьшает сейсмоэффект.

Взрывные работы (производство массового взрыва) необходимо проводить по переменному режиму, зависящему от расстояния от взрываемого блока до охраняемых объектов.

Расчет параметров буровзрывных работ для обводненных скважин с применением ВВ Сибирит, а для сухих с применением Гранулит УП-1.

Определение удельного расхода, диаметра скважин и угла их наклона.

Значение удельного расхода ВВ принимается в соответствии с рекомендациями «Руководства к разработке типовых проектов БВР» и опытом производства буровзрывных работ на разрезе. Диаметр бурения принят в соответствии с имеющимся парком бурового оборудования. Угол наклона скважины принимается в зависимости от физико - механических и структурных свойств пород, а также высоты уступа и технологии разработки.

Определение удельного расхода ВВ:

q = = 0,542, (3.5)

Расчет параметров скважин и сетки их расположения.

Глубина скважины определяется:

= + 0,9 = 15,9 м, (3.6)

где: - угол наклона скважины к горизонту, град

П – длина перебура, м

Н – высота уступа или мощность врываемого слоя.

Длина перебура устанавливается из выражения:

П = 3d d_е = 3 ∙0,216 ∙ 1,4 = 0,9 м. (3.7)

где: d_С – диаметр скважины, d= 216 мм;

d_е - средний диаметр естественной отдельности.

Коэффициент заполнения скважин зарядом сплошной конструкции:

К = 0,45 + 0,00064 Н + 0,12d_С + 0,0014Н d_С=

=0,45+0,00064∙15+0,12∙0,216+0,0014∙15∙0,216=0,7 (3.8)

Длина колонки сплошного заряда:

l _ЗАР = l _{СКВ ∙} К= 15,9 ∙ 0,7=11 м (3.9)

Длина забойки:

Длина забойки влияет на разлет породы при взрыве, ширину развала горной массы и использование энергии взрыва на разрушение массива.

l _заб=l _СКВ – l_ЗАР = 15,9-11 = 4,9м, (3.10)

Длина сопротивления по подошве уступа (W)

Линия сопротивления по подошве для первого ряда взрываемых скважин рассчитывается по формуле (в м)

W = , (3.11)

где Р _З – величина заряда в 1 м скважины, кг

h – высота уступа, м;

– угол наклона скважины к горизонту, градус;

k_ПЕР – коэффициент перебура скважин; значение его рекомендуется принимать в следующих пределах: 5-7 для легковзрываемых пород и угля (f = 2-5); 7-9 для пород средней взрываемости (f =5-7); 9-12 для трудновзрываемых пород (f = 7-10); при взрываниии вскрышных уступов, в подошве которых расположен пласт угля, величина k_ПЕР принимается равной нулю;

– коэффициент внешней забойки скважин; рекомендуется принимать равным 20-24; для уступов высотой менее 5 м принимается таким, при котором общая длина внешней забойки не превышала бы половины длины заряда;

l_В.П – общая длина воздушных промежутков и промежуточной забойки в скважине, м;

m- коэффициент сближения скважин в ряду; для всех пород m = 1,0-1,2;

q_Р – расчетный удельный расход ВВ , кг/м³;

q_Р= q e,

q – оптимальный удельный расход эталонного ВВ , кг/м³ ;

e – переводной коэффициент работоспособности применяемого ВВ по отношению к граммониту 30/70.

W = = 5.5 м.

При использовании ВВ, отличающихся от граммонита 30/70, значения удельного расхода следует умножать на поправочные коэффициенты:

– граммонит 30/70 –1,0;

– гранулотол – 1,0;

– гранулит УП – 1,1;

– гранулит НК – 1,15;

– порэмит – 1,3;

– эмульсолит – 1,3;

– сибирит – 1,2.

Вес скважинного заряда:

Q = Р l_зар, = 44∙ 11 = 484,0 кг

где: Р – вместимость 1 п.м. скважины, кг

Расчетная вместимость одного погонного метра скважины, а также тротиловый эквивалент применяемого ВВ приведены в таблице 3.7.

Таблица 3.7 – Расчетная вместимость одного погонного метра скважины

Наименование ВВ	Тротиловый эквивалент по теплоте взрыва, Квв	Плотность ВВ в скважине, г/см3	Масса ВВ, кг на 1 п.м. скважины 160 мм	Масса ВВ, кг на 1 п.м. скважины 216 мм
Гранулит УП-1	0.9	0.95	19	35
Сибирит 1200	0.61	1.20	24	44
Эмульсолит	0.8	1.20	24	44
Аммонит 6ЖВ	1.05	1.05	21	38
Шашки ТГ-П850	1.0	1.4	28	51

Сетка расположения скважин на уступе:

Соотношение между параметрами сетки скважин (коэффициент сближения) устанавливается из выражения:

m = 0,85 + 0,25d_Е = 0,85 +0,25∙1,4= 1,2;

где: d_Е – средний диаметр естественной отдаленности в массиве, м.

Расчетное расстояние между скважинами в ряду определяется из выражения:

а = mW = 1,2 ∙ 5,5 = 6,0 м

Расчетное расстояние между рядами скважин устанавливается из соотношения:

b = = = 5,0 м

где m – коэффициент сближения зарядов для наклонных скважин принимается 0,9- 1,3. При многорядном расположении скважин расстояние между рядами принимается (0,75-1,0) W при КЗВ и 0,85W при одновременном взрывании.

Расстояние между рядами скважин (при многорядном взрывании) для всех горных пород принимается равным сопротивлению по подошве уступа с целью обеспечения наиболее равномерного распределения ВВ во взрываемом массиве.

Объем горной массы взрываемой одной скважиной:

V = a W H = 6,0 ∙5,5 ∙ 15,0 = 495 м³.

Выход горной массы с 1 п. м. скважины:

V₁ = = = = 31,1 м³.

где V – Объем взрываемой горной массы одним зарядом, м³.

Ширина развала пород (в м) после взрыва рассчитывается по формуле:

n = ,

где А_БВР – ширина буровзрывной заходки, м

А_БВР = ( 1,5-1,7) R _ЧУ= 1,7 ∙ 12,2 = 21м

n = = 3

Максимальная ширина развала:

В_р = А_БВР + В₀,

где В_р – ширина развала, м;

В₀- дальность перемещения горной массы при порядной схеме взрывания, м

В₀ = ( 1+ sin ( 0.5 - ) n K = (1+ sin ( 0.5∙ 3.14 – 75)∙3∙2∙0,7=7,2 м.

В_р = 21+7,2= 28,2 м.

Определение производительности и необходимого количества буровых станков

Сменная производительность бурового станка П_.см, м, определяется по формуле:

= = 125м,

где Т_В =0,05 – продолжительность выполнения вспомогательных операций, приходящаяся на 1 м скважины, ч/м;

Т_о – время выполнения основных операций, приходящие на 1 м скважины, ч/м;

Т_О = = = 0,04

Суточная производительность бурового станка

Р _СУТ = n _СМ ∙ Р_СМ = 2∙125 = 250 м.

Годовая производительность бурового станка:

Р _ГОД = Р_СУТ N = 250 ∙280 = 70000 п.м/год

где п_см = 2 – число рабочих смен;

N = 280 – число рабочих дней станка в году принято по данным разреза;

Инвентарный парк по данным разреза составляет 1 буровой станок.