Изм. |
Лист |
№ докум. |
Подпись |
Дата |
Лист |
ИГДГГ.СФУ.121013642.ПЗ |
Затем с точностью до 0,5 м рассчитаем глубину скважины [1, стр. 67]:
(18)
h≤(1-1.5)Hч=10 м (округляем по стандартному ряду) - высота уступа
Hч.max=10,3 м – максимальная высота черпания (по характеристике экскаватора)
- угол наклона скважины по отношению к горизонту
– длина перебура
– глубина скважины.
После этого вычислим диаметр скважины [1, стр. 66]:
dс = Кpc *dД=1,2*215,9=259,мм,
где dс - диаметр скважины, мм; dД=215,9 - диаметр долота, мм; Крс=1,05 - коэффициент расширения скважины при бурении (изменяется от 1,05 в монолитных породах до 1,2 в чрезвычайно трещиноватых).
Сменную производительность бурового станка определяем по формуле [1, стр. 74]:
(19)
где Пб - сменная производительность бурового станка, - продолжительность смены, мин; Тп.з, - продолжительность подготовительно- заключительных операций, мин, Тп.з, = 20-30=20; Тр - продолжительность регламентированных перерывов, мин., Тр = 10-30=10; — внутрисменные внеплановые простои, мин., = 60-90=60; - основное время, затрачиваемое на бурение 1м скважины, мин; - продолжительность вспомогательных операций при бурении 1 м скважины, мин.
Длительность вспомогательных операций для вращательного (шнекового) бурения составляет 1,5-4,5 мин/м; шарошечного - 2-4 мин/м; пневмоударного - 4-16 мин/м.
Отсюда продолжительность основных операций:
(20)
где Vб - техническая скорость бурения [1, табл.3.6, стр.74], м/мин.
Сопоставим расчетную сменную производительность станка с нормативной. Принимаем нормативное значение: Пб=90*0.9=81 (наклонные скважины), нормативное значение отличается от расчетного более чем на 10 %, примем его в качестве расчетного.
Годовую производительность бурового станка найдем по формуле [1, стр. 75]:
Пб.г = Пб*Nсм.б = 81*610 = 49410
где Пб, - производительность бурового станка, м/г; Nсм.б=610 - количество рабочих смен бурового станка в течение года.
Определить линию сопротивления по подошве (ЛСПП) [1, стр. 108]:
Изм. |
Лист |
№ докум. |
Подпись |
Дата |
Лист |
ИГДГГ.СФУ.121013642.ПЗ |
где W - линия сопротивления по подошве, м; Кв=1,1 - коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве; dc- диаметр скважины, м; - плотность заряжания ВВ в скважине, кг/м; m=1 - коэффициент сближения зарядов; Квв=1 - переводной коэффициент для аммонита №6 ЖВ [2, табл. 7.3. стр. 183]; у=2,5 - плотность породы [из условия], кг/м3.
Выбираем взрывчатку [1, по табл.3,16, стр. 105-106] «аммонит №6 ЖВ в полиэтиленовых патронах»
Найти величину ЛСПП с учетом требований безопасного ведения буровых работ у бровки уступа [1, стр. 108]:
Wб=δп+h*(ctgα-ctgβ)= 4 м
где Wб - значение ЛСПП по возможности безопасного обуривания уступа, м; δп =3 - ширина возможной призмы обрушения, м.
Проверить соответствие расчетной ЛСПП требованиям ведения буровых работ:
W≥Wб
Выбираем сплошной колонковый заряд.
Длина сплошного заряда, по формуле [1, стр. 109]:
Lвв = Lc - Lз - Lпр = 12 - 5 = 7 м (22)
где Lвв длина заряда ВВ, м; Lз- длина забойки, м,
I3 = (20+35)dc = 5 м;
Lпр - длина промежутка (при сплошном заряде Lпр = 0), м,
Определить массу заряда в скважине по формуле [1, стр. 109]:
Qз.в. = 7,85 * d2c lвв = 7,85*2,592*1*6 = 331,7 кг (23)
где Q3.в. - масса заряда, кг; dс - диаметр скважины, дм.
Исходя из объема породы, взрываемой зарядом, его масса равна [1, стр. 109]:
Qз = q*a*b*h = 0,57*7,5*7,5*10 = 320,6 кг
где q - удельный расход ВВ, q=0,6*0,95 = 0,57, кг/м3; а - расстояние между скважинами в ряду, м; b – расстояние между рядами, м.
Установить параметры сетки скважин, для средневзрываемых пород а= b, т.е.:
(24)
b=7,5 м
Проверить возможность преодоления расчетной ЛСПП взрывом заряда ВВ установленной массы:
Изм. |
Лист |
№ докум. |
Подпись |
Дата |
Лист |
ИГДГГ.СФУ.121013642.ПЗ |
Условие выполняется.
Определим массу и длину заряда ВВ в первом ряду скважин:
Qз1 = q*a*W*h = 0,57*7,5*9,3*10 = 397,6 кг
lвв1 =Qз.в. /7,85 * d2c = 397,6/7,85*2,592*1 = 8,4 м
Вычислить объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой [1, стр. 111]:
(26)
где Vбл, - объем взрываемого блока, м3; Qсм.п - сменная эксплуатационная производительность экскаватора [1, стр. 168], м3; nсм - число рабочих смен экскаватора за сутки, ед; - норматив обеспеченности экскаватора взорванной горной массой, сут.
Величину для южных районов принимают равной 30 сут.
(27)
где Е – вместимость экскаваторного ковша; Тсм – продолжительность смены, ч; Кз – коэффициент влияния параметров забоя, Кз= 0,7-0,9; Кн – коэффициент наполнения ковша, Кн = 0,6 – 0,75; Кр – коэффициент разрыхления породы в ковше, Кр = 1,4-1,5; Кпот – коэффициент потерь экскавируемой породы; Ку – коэффициент управления, зависящий от порядка отработки забоя, квалификации машиниста, наличия средств контроля и автоматики; Ки – коэффициент использования экскаватора в течение смены, учитывающий организационные и технологические перерывы;
Определить длину блока по формуле:
(28)
где Lбл - длина блока, м; nр - число взрываемых рядов скважин для выбранной схемы коммутации и взрываемости ГП примем = 4 ед.
Изм. |
Лист |
№ докум. |
Подпись |
Дата |
Лист |
ИГДГГ.СФУ.121013642.ПЗ |
Найти число скважин, взрываемых в одном ряду [1, стр. 111]:
(29)
Вычислить общий объем ВВ на блок, кг:
(30)
Рассчитать выход горной массы с 1 м скважины [1, стр. 112], м3:
Найдем интервал замедления [1, стр. 104], мс:
(31)
где Кз – коэффициент, зависящий от взрываемости пород = 3;
По расчетной величине t подобрать ближайшее стандартное пиротехническое реле, [по табл. 3.14, стр. 94] выберем РП-Д-30, цвет желтый, принимаем t = 30 мс;
Выбираем схему коммутации «порядную поперечными рядами» и вычерчиваем её в масштабе с расстановкой РП- Д – 30.
Рассчитать ширину (В, м) развала взорванной горной массы:
(32)
Определить высоту (hp, м) развала:
(33)
Изм. |
Лист |
№ докум. |
Подпись |
Дата |
Лист |
ИГДГГ.СФУ.121013642.ПЗ |
(34)
где Аг.м. – годовая производительность по горной массе, т; Пб.г. – годовая производительность бурового станка, м.
Изм. |
Лист |
№ докум. |
Подпись |
Дата |
Лист |
ИГДГГ.СФУ.121013642.ПЗ |