Применение рудоскатов

3. Определяются параметры режима бурения (удельное осевое давление и частота вращения бурового инструмента), а также скорость бурения.

Рос = 10-2*k*f*D = 10-3*k*σсж*dд, кН

Рос – требуемое осевое усилие, кН

k=6÷8 – большие значения для более крупных долот

dд – диаметр долота, мм

Рос = 10-3*7*120*269 = 226 кН

Так как при Рос max = 324 кН частота вращения бурового инструмента nвр=0.91 с-1, то при Рос = 226 кН частота вращения бурового инструмента nвр=0.63 с-1.

υб = (2.5*Рос*nвр*10-2)/(Пб*dд2), м/ч

υб – скорость бурения станка, м/ч

υб = (2.5*226*0.63*10-2)/(14.56*2.692) = 0.034 м/с = 121 м/ч

4. Подсчитывается сменная, суточная, месячная и годовая производительность бурового станка.

Qбсм = (Тсм–(Тп.з.+Тр)*kр)/tо+tв, м/см

Qбсм – сменная производительность бурового станка, м/см

Тсм – продолжительность смены, ч

Тсм=12 ч

Тп.з. – продолжительность подготовительно – заключительных операций, ч

Тп.з.= 1ч

Тр. – время регламентируемых перерывов, ч

Тр.=1ч

kр. – коэффициент, учитывающий внутрисменные простои

kр.=0.75÷0.85

tо – основное время бурения 1 м скважины, ч/м

tо = 1/ υб

tв – вспомогательное удельное время бурения, ч/м

tв=0.03–0.06

Qбсм = (12–(1+1)*0.85)/0.008+0.006 = 151 м/см

tо = 1/121 = 0.008 ч/м

Qбсут = Qсм*nсм, м/сут

Qбсут – суточная производительность бурового станка, м/сут

nсм – количество смен в сутки

nсм=2 смены

Qбсут =151*2 = 302,9  м/сут

Qбмес = Qсут*nдн, м/мес

Qбмес – производительность бурового станка в месяц, м/мес

nдн – количество рабочих дней в месяце

nдн=23 дней

Qбмес = 302,9*23 = 6967,6 м/мес

Qбгод = Qмес*nмес, м/год

Qбгод – годовая производительность бурового станка, м/год

nмес – количество рабочих месяцев в году

nмес=12 месяцев

Qбгод = 6967,6*12 = 83604 м/год

Взрывные работы.

1. Определяется эталонный удельный расход ВВ, устанавливается класс разрабатываемых горных пород по трудности разрушения взрывом.

qэ = 0.2*(σсж+σсдв+σраст)+2*γ, г/м3

σсж, σсдв и σраст – предел прочности породы при одноосном сжатии, при сдвиге и одноосном растяжении соответственно, МПа

γ – плотность породы, т/м3

qэ = 0.2*(120+60+21)+2*2.6 = 45.4 г/м3

2. Рассчитывается проектный удельный расход ВВ; для определения соответствующих коэффициентов выбирается тип ВВ, по вместимости ковша находится диаметр среднего куска взорванной породы.

Тип ВВ – акватол ГЛТ–20.

qп = 0.13*γ*f1\4*(0.6+0.8*d0) , кг/м3

γ – плотность породы, т/м3

f – коэффициент крепости породы, МПа

dо – средний размер отдельностей в массиве, м

qп = 0.13*2.6*121\4*(0.6+0.8*1) = 0,88 , кг/м3

3. Определяются параметры скважины: длина заряда, забойки и перебура, а также общая длина и угол наклона.

lс = (Ну+lпер)/sinβ, м

lс – общая длина скважины, м

Ну – высота отрабатываемого уступа, м

lпер – длина перебура, м

lпер = (10÷15)*dскв, м

β – угол наклона скважины к вертикали, град.

lс = (10+3.5)/sin90˚ = 13.5 м

lпер = 13*0.269 = 3.497 ≈ 3.5 м

lзаб = (15÷20)*dскв, м

lзаб – длина забойки, м

lзаб = 20*0.269 = 5.4 м

lзар = lс – lзаб, м

lзар – длина заряда, м

lзар = 13.5–5.4 = 8.1 м

4. Рассчитываются параметры расположения скважин: величина сопротивления по подошве, расстояние между скважинами в ряду, расстояние между рядами скважин, количество рядов скважин.

W = (35÷40)*dскв, м

W – линия сопротивления по подошве, м

W = 35*0.269 = 9.4 м

а = m*W, м

а – расстояние между скважинами в ряду, м

m – коэффициент сближения скважин

m=0.7÷0.9

а = 0.8*9.4 = 7.5 м

b = W

b – расстояние между рядами скважин, м

b = W = 9.4 м

n = А/b

n – количество рядов скважин

А – ширина заходки экскаватора, м

А = (1.5÷1.7)*Rч.у., м

Rч.у. – радиус черпания экскаватора на уровне стояния, м

n = 15.4/9.4 = 1.64 ≈ 2 ряда

А = 1.7*9.04 = 15.4 м

nскв.р = Lв.бл./а

nскв.р – количество скважин в ряду

Lв.бл. – длина взрываемого блока, м

Lв.бл. = (0.3÷0.5)*Lф.р., м

Lф.р. – длина фронта горных работ на уступе, м

nскв.р = 50 /7.5 = 7 скважин

Lв.бл. = 0.5*100 = 50 м

5. Подсчитывается величина заряда ВВ в скважине и определяется конструкция скважинных зарядов.

Qз = qп*Ну*W*a, кг

Qз – масса заряда, кг

Qз = 0.94*10*9.4*7.5 = 662.7 кг

р = (π*d2*Δ)/4, кг/м

р – количество ВВ, приходящееся на 1 м скважины, кг/м

Δ – плотность ВВ, кг/м3

Δ=1450÷1500 кг/м3

р = (3.14*0.2692*1450)/4 = 82.4 кг/м

lвв = Qз/р, м

lвв – длина скважины, занимаемая ВВ, м

lвв = 662.7/82.4 = 8.1 м

lв.п. = lзар–lвв, м

lв.п. – длина воздушного промежутка, м

lв.п. = 8.1 - 8.1 = 0 м

6. Устанавливаются параметры развала взорванной горной массы (ширина и высота развала), коэффициент разрыхления породы в развале, количество рядов скважин принимается с учетом получения развала нужных параметров.

Bр ≈ Bо*kз+(n–1)*b, м

Bр – ширина развала взорванной породы, м

kз – коэффициент, зависящий от времени замедления при КЗВ

n – количество рядов скважин

b – расстояние между рядами скважин,  м

Bо – дальность перемещения породы от первого ряда скважин, м

Bо ≈ kв*kβ*Hу*(qп*10-3)1/2, м

kв – коэффициент, учитывающий взрываемость породы

kβ – коэффициент, учитывающий угол наклона скважин

kβ = 1+0.5*sin2*(90–β)

β – угол наклона скважин к вертикали, град.

Hу – высота отрабатываемого уступа, м

qп – проектный удельный расход ВВ, кг/м3

Bр ≈ 23,25*0.89+(2–1)*9,4 = 30 м

Bо ≈ 2,5*1*10*(880*10-3)1/2 = 23,25 м

kβ = 1+0.5*sin2*0˚ = 1

Hр = 1.1*Hу, м

Hр – высота развала, м

Hр = 1.1*10= 11 м

7. Определяется время замедления при короткозамедленном взрывании и выбирается схема инициирования заряда ВВ.

τ = k*W, мс

τ – интервал замедления при однорядном взрывании, мс

k – коэфициент, зависящий от взрываемости породы, мс/м

k=1.5÷2.5 – трудновзрываемые породы

k=3÷4       – средневзрываемые породы

k=5÷6       – легко взрываемые породы

W – линия сопротивления по подошве, м

τ = 3*9.4 = 28.2  мc

При многорядном взрывании интервал замедления увеличивается на 25%. Следовательно, интервал замедления равен:

τ = 0.25*28.2+28.2 = 35.25 ≈ 35мс

8. Рассчитывается выход горной массы с 1 м скважины.

Qг.м. = [Hу*a*(W+b*(n–1)]/(lс*n), м3/пм

Qг.м. – количество горной массы с 1 м скважины, м3/пм

Hу – высота отрабатывемого уступа, м

a – расстояние между скважинами, м

W – линия сопротивления по подошве, м

B – расстояние между рядами скважин, м

n – количество рядов скважин

lс – длина скважины, м

Qг.м. = [10*7.5*(9.4+9.4*(2–1)]/(13.5*2) = 52.2 м3/пм

9. Выбираются средства механизации работ по зарядке и забойке скважин.

Средство механизации работ по зарядке скважин – Акватол–1У, средство механизации работ по забойке скважин – 2МЗШ.

3.2.3. Выемочно-погрузочные работы.

1. Рассчитать относительный показатель трудности экскавации Пэ и оценить разрабатываемые породы по экскавируемости.

Пэ = 0.022*[А+(10*А/(kр)9)]

А = γ*dср+0.1*σсдв

γ – плотность породы, т/м3

dср – средний размер кусков разрушенной породы в развале, м

dср = 0.4*Е1/3, м

Е – ёмкость ковша экскаватора, м3

σсдв – предел прочности породы при одноосном сдвиге, Мпа

kр – коэффициент разрыхления разрушенной породы в развале; kр=1.3÷1.5

Пэ = 0.022*[7.9+(10*7.9/(1.4)9)] = 0.25

А = 2.8*0.68+0.1*60 = 7.9

dср = 0.4*51/3 = 0.68 м

2. Определить параметры забоя экскаватора (высоту забоя, ширину заходки), установить, за какое число заходок будет отрабатываться развал взорванной породы.

Hз = Hр, м

Hз – высота забоя, м