2017-11-30
1932
Режим работы шарошечного бурения характеризуется сочетанием усилия подачи на долота, частоты вращения бурового става и расхода воздуха для очистки забоя скважины от буровой мелочи и охлаждения долота.
1.7.1. Оптимальное усилие подачи
Р о = pуд’ * d д
где: ро’ – оптимальное удельное осевое усилие, кН/см;
dд – диаметр долота, см.
Таблица 1.4 – Оптимальное удельное осевое усилие, кН/см (см. приложение 8)
| Пб | |||||||
| руд |
Для кварцитов: Р о = 26 * 15,1= 392,6 кН.
Р о = 26 * 16,1= 418,6 кН.
1.7.2. Усилие подачи не должно быть больше, чем развиваемое станком, для исключения
смещения станка во время работы с учетом угла наклона скважин:
Ро = Роп ≤ Рmax * Кнакл
где: Рmax – максимальное усилие подачи станка; Кнакл – коэффициент наклонного бурения:
1.0 / 0.9 / 0.8 – соответственно, для вертикального бурения и углов отклонения от вертикали
15о и 30о.
Принимаем:
осевое усилие бурстанка для кварцитов – 150 кН для вертикальных скважин и 135 кН для наклонных с углом наклона от вертикали 15°.
|
|
|
1.7.3. Скорость вращения бурового става принимаю (по рис. 1.3 и приложению 8)
Для кварцитов: n вр = 50 об/мин = 0,83 об/сек.
1.7.4. Выбор типа долот
Шарошечное бурение осуществляется долотами, имеющими в качестве разрушающего органа конусообразные шарошки с фрезерованными зубьями или штырями, армированными твёрдыми сплавами.
По прочности пород принимаю (по табл. 1.4) тип долота – ОК для кварцитов. Вооружение долот типов ТЗ, ТКЗ, К и ОК выполнено в виде запрессованных в тело шарошек твердосплавных зубьев (штырей) клиновидной формы (ТЗ), полусферической формы (К, ОК) или с чередованием на каждом венце штырей указанных форм (ТКЗ). У долот этой группы с переходом от типа ТЗ к типу ОК также увеличивается число штырей, а высота и шаг уменьшаются.
Табл. 1.4 – Оптимальные типы долот в зависимости от прочности пород
| f | <6 | 6-8 | 8-10 | 10-12 | 12-16 | >16 |
| Тип долот | С, СТ | Т | ТК | ТКЗ | К | ОК |
Рис. 1.3 Зависимость оптимальной частоты
вращения и стойкости долот от прочности пород
1.7.5. Стойкость долот (по приложению 9), для долот со смазкой опор, составляет для кварцитов 60 м без применения смазки опор или 140 м – со смазкой.
1.8. Расчет технической скорости бурения
= 
= 5,1 
;
= 
= 5,6 ;
= 
= 4,4 ;
= 
= 4,9 ;
Таблица 1.5 –Расчет скоростей бурения для различных условий
| Р о, кН | N вр, об./сек | d д, м | П б | К о | V бур, м/ч | |
| Вскрыша | ||||||
| Обводненные условия | ||||||
| - наклонные по первому ряду | 0,83 | 0,151 | 0,9 | 5,1 | ||
| - вертикальные | 0,83 | 0,151 | 0,9 | 5,6 | ||
| - наклонные по первому ряду | 0,83 | 0,161 | 0,9 | 4,4 | ||
| - вертикальные | 0,83 | 0,161 | 0,9 | 4,9 |
1.9. Сменная производительность станка
|
|
|
1.9.1. При вертикальном бурении
Таблица 1.6 – Расчет сменных производительностей бурения для различных условий
| вскрыша | ||
| Вертикальные 151 мм | Вертикальные 161 мм | |
 - время смены, ч
| ||
 - время подготовительно-заключительных операций, ч
| 0,5 | 0,5 |
 - время регламентированных перерывов, ч
| 0,5 | 0,5 |
 =  , ч/м - основное время бурения 1 м скважины,
| 0,179 | 0,204 |
 ’ - время на вспомогательные операции, мин./м
| ||
| = ’/60- то же, ч/м
| 0,067 | 0,067 |
| Qбурcм, м/см | 28,5 | 25,8 |
Таблица 1.7 – Вспомогательное время бурения в зависимости от прочности пород
| f | |||
| t в’ - Вспомогательное время бурения, минут/м | |||
| t в, часов/м | 0,033 | 0,05 | 0,067 |
1.9. Годовая производительность станка
На бурении принят двухсменный режим работы, 5 дней в неделю.
1.9.1. Количество рабочих смен в году
= 
469
где: 
= 0,9 – коэффициент технической готовности.
1.9.2. Производительность
* 
, 
где: =0,85 – коэф. использования календарного времени на основную работу.
для вскрыши:
= 11362 = 11,4 
= 10286 = 10,3
1.10. Расчет количества буровых станков
1.10.1. По расчетным объемам бурения:
n бс = η * Σ L бур i год / 
, бурстанков,
Где L бур i год – годовые объемы бурения в разных условиях (см. 2.11.2);
– годовая производительность в этих же условиях = 16,5 км;
η = 1.05 – поправочный коэффициент на объемы бурения, учитывающий потери скважин при стоянии.
n бс = 1,05 * 221/11,4= 1,05 * 19,4 = 20,4≈ 21 станок диаметром 151 мм
n бс = 1,05 * 221/10,3= 1,05 * 21,5 = 22,6≈ 23 станок диаметром 161 мм
1.10.2. Необходимый годовой объем бурения в i-тых условиях по среднему выходу горной массы (см. пп. 2.11.2 и п. 2.12):
L скв i год = А р (в) i / β i * η, м
Где А р (в) i – годовые объемы горных (добычных или вскрышных) работ в i-тых условиях;
β i – средний расчетный выход в i-тых условиях.
Таблица 1.8 – Общий объем бурения в различных условиях
| Вскрыша | |
| свободная | |
| Объем блоков, тыс. м3 | 187,5 |
| Количество блоков в i-тых условиях | |
| Объем горной массы в в i-тых условиях, тыс. м3 | |
| Выход ГМ с погонного метра скважины, м3/пог.м | 40,7 |
| Объем бурения, км | |
| Годовая производительность бурового станка, км/год | 11,4 10,3 |
| nбс |
Таким образом, для обуривания вскрыши необходимо задействовать 21 буровой станок
СБШ-160 диаметром 151 мм или 23 – диаметром 161 мм.
1.10.3. Капвложения в буровое оборудование
Кбс = N бс. ´ Цбс. ´ К$ = 21 ´ 111 тыс. $ ´ 30 руб./$ = 69,93 млн. руб.
Кбс = N бс. ´ Цбс. ´ К$ = 23 ´ 111 тыс. $ ´ 30 руб./$ = 76,59 млн. руб.
Где К$ = 30 руб./$ – расчетный курс доллара в 2003-2004 гг.
1.11 Оценка себестоимости бурения
Элементы расходов
1) Затраты на оплату труда
2) Социальные отчисления
3) Амортизационные отчисления
4) Затраты на запасные части и ремонт
5) Износ на шарошечные долота
6) Расходы на электроэнергию (для электрических станков)
7) Расходы на дизельное топливо (для дизельных станков)
1.11.1 Оплата труда
При непрерывной рабочей неделе и 8-ми часовом рабочем дне в течение суток 3 бригады работают, 1отдыхает на выходном и ещё одна находится в отпуске.
В бригаде 2 человека:
– машинист – в среднем 45 тыс. руб./ месяц;
– помощник – в среднем 35 тыс. руб./ месяц.
Годовые затраты:
Zзп = ЗПм ´ 12 ´ 5 ´ Nб.с. = (45 + 35) ´ 12 ´ 5 ´ 21= 80 ´ 60 ´ 21 = 4800 ´ 21 = 100800 тыс. руб. = 100,8 млн. руб.
Zзп = ЗПм ´ 12 ´ 5 ´ Nб.с. = (45 + 35) ´ 12 ´ 5 ´ 23= 80 ´ 60 ´ 23 = 4800 ´ 23 = 110400 тыс. руб. = 110,4 млн. руб.
1.11.2 Социальные отчисления
В настоящее время единый социальный налог, объединяющий отчисления в «Фонд социального страхования», в «Пенсионный фонд» и в «Фонд медицинского страхования», составляет 34,2%
Zс.о. = Zзп ´ 0,342 = 34,47 млн. руб.
|
|
|
Zс.о. = Zзп ´ 0,342 = 37,76 млн. руб.
1.11.3 Амортизация
Нормативный срок службы шарошечных буровых станков составляет 7 лет
Zа = Nбс. ´ Ц бс. ´ К$/7 = 21´ 111 тыс. $ ´ 30 руб./$/7 = 9,99 млн. руб.
Zа = Nбс. ´ Ц бс. ´ К$/7 = 23´ 111 тыс. $ ´ 30 руб./$/7 = 10,941 млн. руб.
1.11.4 Затраты на запасные части и ремонт
Принимаем в размере 5% от стоимости машины ежегодно
Zр = 21´ 3330 ´ 0,05 = 21 ´ 166,5 = 3497 тыс. руб. = 3,497 млн. руб.
Zр = 23´ 3330 ´ 0,05 = 23 ´ 166,5 = 3830 тыс. руб. = 3,83 млн. руб.
1.11.5 Затраты на шарошечные долота
Являются самым быстро изнашиваемым инструментом
Zш =(Lбур./lш ´ Кпопр.) ´ Цш = (221000/140 ´ 2) ´ 13,5 = 42,62 млн. руб
Lбур. = 221 км – годовой объём бурения (см. пункт 2.11.2)
lш = 140 м – примерная стойкость долот со смазкой для горных пород ¦ = 18 (см. график оптимальных оборотов вращения)
Кпопр. = 2 – поправочный коэффициент к стойкости долот, учитывающий прогресс в конструкциях шарошек с 1970 г.
Цш = 22 тыс. руб. – цена шарошечного долота для диаметра 191 мм
| Æ | 244,5 | 250,8 | мм | |||||
| Цк | 13,5 | 17,5 | 26,5 | тыс. руб. |
1.11.6 Затраты на электроэнергию
Zэн = Ц эн. ´ Рдв. ´ Кз ´ Тк ´ Ктг ´ Кив ´ Nбс. = 1,4 руб./кВт.ч. ´ 320 кВт ´ 0,75 ´ 8760 ´ 0,9 ´ 0,85 ´ 21 = 47,28 млн. руб.
Zэн = Ц эн. ´ Рдв. ´ Кз ´ Тк ´ Ктг ´ Кив ´ Nбс. = 1,4 руб./кВт.ч. ´ 320 кВт ´ 0,75 ´ 8760 ´ 0,9 ´ 0,85 ´ 23 = 51,785 млн. руб.
Кз – коэффициент средней нагрузки двигателя
Тк = 365 ´ 24 = 8760 – календарный фонд времени.
Ктг – коэффициент технической готовности
Кив.– коэффициент использования времени
Nбс.– количество буровых станков.
1.11.8 сводка затрат
| Электрический 151 мм | Электрический 161 мм | ||||
| № | млн. руб. | % | млн. руб. | % | |
| Оплата труда | 100,8 | 42,2 | 110,4 | 42,8 | |
| Отчисления | 34,47 | 14,4 | 37,76 | 14,7 | |
| Амортизация | 9,99 | 4,2 | 10,941 | 4,3 | |
| Ремонт | 3,497 | 1,5 | 3,83 | 1,5 | |
| Доплата | 42,62 | 17,9 | 42,62 | 16,6 | |
| Электроэнергия | 47,28 | 19,8 | 51,785 | 20,1 | |
| Всего | 238,657 | 257,336 |
1.14. Выводы
В нашем случае принимаем 21 станков СБШ-160 диаметром 151 мм.
Капвложения в буровые станки – 69,93 млн. руб. Годовые эксплуатационные затраты –
|
|
|
238,657 млн. руб. Себестоимость бурения составляет 1080 руб./ пог.м. Себестоимость обуривания –
26,52 руб/ м3.
2. РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ
Таблица 2.1 – Исходные условия для 2 главы:
| Показатель | Условное обозначение | Значение | Размерность |
| Производительность по вскрыше | Ав | млн. м3/год | |
| Тип руд | Кварциты | ||
| Плотность |  р
| 3,38 | т/м3 |
| Ширина площадки | Вр | м | |
| Средняя отдельность в массиве | Lср | 0,5 | м |
| Обводненность | обводненная | ||
| Марка ВВ: - необводненные условия | Гранитол7а |
2.1 Определение типа пород по взрываемости
2.1.1 Эталонный удельный расход ВВ
для кварцитов: 
64,2 ;
2.1.2 Категория пород по взрываемости
КатВ = 
для вскрыши: КатВ в = 64,2 / 4 = 16,05 => 16
2.1.3 Класс пород по взрываемости
Все ГП по трудности дробления взрывом (по величине эталонного удельного расхода В В)
подразделяются на пять классов и 25 категорий (табл. 2.2).
Таблица 2.2 – Классификация горных пород по взрываемости.
| Класс | Наименование класса ГП | qЭТ, г/м3 | Категории = qЭТ / 4 |
| I | легко взрываемые породы | < 20 | 1÷5 |
| II | породы средней трудности взрывания | 20,1÷40 | 6÷10 |
| III | трудновзрываемые породы | 40,1÷60 | 11÷15 |
| IV | весьма трудновзрываемые породы | 60,1÷80 | 16÷20 |
| V | исключительно трудновзрываемые породы | 80,1÷100 | 21÷25 |
В соответствии с полученным результатом:
кварциты относимк IV классу – весьма трудно взрываемые породы.
2.2 Характеристика ВВ
По условию размещения зарядов ВВ в скважинах и категории по взрываемости применяю:
– в обводнённых условиях – Гранитол7а (табл. 2.2).
Таблица 2.3 – Характеристика ВВ (по приложению 11)
| Марка ВВ | Обводнённые условия |
| Гранитол7а | |
 – коэффициент работоспособности ВВ
| 0,86 |
 – плотность заряжания
| - |
| Состав ВВ | Заводское ВВ |
| Стоимость, $/т |
2.3 Расчет проектного удельного расхода ВВ:
g п = g э *Квв * Кд*Кт*Ксз*Кv*Ксп*Кн*Кз, г/м 3
где Квв – коэффициент работоспособности ВВ = 0,86,
Кд=0,5/d ср – коэффициент степени дробления,
d ср - размер среднего куска
d ср = (0.15÷0.2)*Е ⅓ = (0.15÷0.2)*10 ⅓ = 0.3÷0.4 м для руды и породы, соответственно.
Е – емкость ковша, м3,
для вскрыши d ср = 0,4 м, Кд=1,25,
Кт = 1.2*Lср + 0.2 – коэффициент учета трещиноватости массива,
для всрыши Lср = 0,5 м (см. исходные условия), Кт = 0,8.
Ксз = 1,0 – коэффициент сосредоточенности (в массиве) заряда для скважин ǿ 161 мм и весьма трудно взрываемым породам;
| ГП | d СКВ, мм | ||
| Легковзрываемые | 0,9-0,95 | 1,05-1,1 | |
| Средневзрываемые | 0,85-0,9 | 1,2-1,25 | |
| Трудновзрываемые | 0,7-0,8 | 1,35-1,4 |
Кv = коэффициент учета высоты уступа при Ну ≤ 15 м,
Кv = (15/Ну) ⅓ = (15/10) ⅓ = 1,1
Ксп = 6 – коэффициент учета свободных поверхностей при диагональной схеме коммутации зарядов и 3-х свободных поверхностях (приложение 10);
(При порядной схеме взрывания СП = 2, а Ксп = 8.)
Кн – коэффициент учета наклона скважин
(при 90о Кн = 1, при 75о – 0,95, а при 60о – 0,93);
Кз – коэффициент учета зажатости взрывания.
(при взрывании на подобранный забой Кз = 1, а при взрывании с подпорной стенкой Кз = 1.1 для первого ряда).
Для взрывания вскрыши, в обводненных условиях, для первого наклонного ряда скважин:
g п = 64,2* 0,86 * 1,25 * 0,8 * 1,0 * 1,1 * 6 * 0,95 * 1,0 = 346,2 г/м3 = 0,346 кг/м3.
Таблица 2.3 – Расчет проектного удельного расхода ВВ
| Условия взрывания | g э, г/м3 | Квв | Кд | Кт | Ксз | Кv | Ксп | Кн | Кз | g п, г/м3 |
| Вскрыша обводненная 1-й наклонный ряд | 64,2 | 1,1 | 1,25 | 0,8 | 1,1 | 0,95 | ||||
| То же, вертикальные ряды | 64,2 | 1,1 | 1,25 | 0,8 | 1,1 |
2.4 Определение сопротивления по подошве
2.4.1. Предельное сопротивления по подошве для одиночной скважины из условия нормальной проработки подошвы уступа определяется по формуле:
мм
где 
– коэффициент учета трещиноватости массива, при монолитном массиве (Lср > 1,5 м) равен 1,0; при трещиноватом – 1,1; при сильнотрещиноватом (Lср < 0,5 м) – 1,2;
= (1,03 ¸ 1,07)* 
– диаметр заряда, учитывающий 3¸7% разнос скважин при бурении;
для породы = 1,03* 151 = 155,53 мм = 0,156 м;
= 1,03* 161 = 165,83 мм = 0,166 м;
– плотность заряжания ВВ в скважину, т/м3;
– плотность породы, т/м3;
m = а / в – коэффициент сближения скважин в раду, равный отношению расстояния между скважинами в ряду (а) к расстоянию между рядами скважин (в).
Для квадратной (а = в) сетки m = а / в = 1. Для «шахматной» m = а / в = 1.15.
для вскрыши в обводненных условиях
=5,37 м = 5,4 м ≈ 5,,5 м.
=5,71 м = 5,7 м ≈ 5,5 м
2.4.2. То же, для ряда скважин при порядном взрывании
Wп = W по * (1,6 - 0,5 * m),
2.4.3 При квадратной сетке расположения взрывных скважин на уступе и диагональной схеме коммутации зарядов 
Wпо.
2.5 Проверка сопротивления по подошве на безопасность бурения скважин
2.5.1. Условие безопасности
Wп > Wбез
Если условие безопасности бурения обеспечивается, то по первому ряду бурят вертикаль-
ные скважины.
Если условие безопасности не обеспечивается, применяют:
1) при незначительном невыполнении, когда Wбез- Wп < 0.5 м, – увеличение глубины
скважин по первому ряду на 0.5 м;
2) бурение по первому ряду наклонных скважин под углами 15о или 30о от вертика-
ли;
3) более мощное ВВ;
4) бурение по первому ряду скважин большего диаметра;
5) бурение 2 или 3 сближенных скважин на расстоянии 0.5 м, которые работают как одна большего диаметра. При этом Wп2 = Wп1 * 2 1/2, а Wп3=Wп1 * 3 1/2.
2.5.2. Расчет безопасного расстояния при вертикальных скважинах в первом ряду
min, 
где: 
– высота уступа, = 10 ; 
0,176, при 
(Угол берется по опыту ведения горных работ по месту практики, в учебном расчете принимается в зависимости от крепости пород (табл. 2.4);
Таблица 2.7 – Угол наклона откоса уступа
| f | |||||
| α |
С min – минимально допустимое расстояние от оси скважины до бровки уступа – 3 м при бурении на подобранный уступ и 2 м – при бурении с оставлением породной подпорной стенки.
При бурении с оставлением подпорной стенки Wбез = 10 * 0,176 + 2= 3,76≈3,5 .
2.5.3. Сопоставление Wп и Wбез и выводы.
Таблица 2.5 – Расчет
| Условия взрывания | Вскрыша с оставлением подпорной стенки |
| Wп | 5,5 |
| Wбез | 3,5 |
условие безопасности бурения соблюдается, следовательно по первому ряду бурят вертикальные скважины.
2.6. Определение конструкции заряда и размеров сети по максимальной вместительности скважин. 
2.6.1. Длина забойки Lзаб = (0,5 ¸0,7) * Wп = 3,0 м
Фактически, для обеспечения достаточной забойки, достаточно 2-3 м мелкодробленого материала. Иногда, при взрывании вдалеке от жилых и производственных сооружений, забойку
вообще не применяют.
2.6.2. Длина перебура Lпер = (0,2¸ 0,3) * Wп = 2 м
При взрывании с подпорной стенкой длину перебура увеличивают на 1 м.
2.6.3. Длина скважины Lскв = Ну/ sin b + Lпер, м
Длины забойки, перебура и скважины округляем до 0,5 м.
Lскв2 = 10/ sin 90+2 =12 м
2.6.4. Длина заряда Lзар = Lскв - Lзаб , м
Lзар2 = 12-3,0=9,0 м
2.6.5. Вместимость ВВ в 1 м скважины
р = D * 1000 * p /4 *dз2, кг
где – диаметр заряда, м (см.2.4.1).
р = 0,85 * 1000* 3,14/4 * 0,1562 = 16 кг.
р = 0,85 * 1000* 3,14/4 * 0,1662 = 18 кг
2.6.6. Масса заряда ВВ в скважине
Qввскв = Lзар * р, кг
Qввскв1 = 9*16=144 кг,
Qввскв1 = 9*18=162 кг
2.6.7. Расстояние между скважинами в ряду при квадратной сетке
=,
______________
а= √144* 1/(0,346*10)=6,45≈6,5м
а= √162* 1/(0,365*10)=6,66≈6,5м
Размер сетки округляем до 0,5 м, преимущественно, в меньшую сторону (например:
7,9 ÷ 8,39 ≈ 8 м, а 8,4 ÷ 8,89 ≈ 8,5 м).
2.6.8. Расстояние между рядами скважин
b = a / m, м
2.6.9. Для улучшения использования вместимости скважин можно применить квазиквад-
ратную сетку, например, 5 на 5.5 м или 5.5 на 6 м. При этом округлять надо до 0.25 м, преимуще-
ственно, в меньшую сторону. Например: 7.9 ÷ 8.14 ≈ 8 м (сетка 8 на 8), а 8.15 ÷ 8.39 ≈ 8.25 м (сет-
ка 8 на 8.5), 8.4 ÷ 8.64 ≈ 8.5 м (сетка 8.5 на 8.5), а 8.65 ÷ 8.89 ≈ 8.75 м (сетка 8.5 на 9).
Таблица 2.9 – Расчет параметров сетки бурения для вертикального бурения
| Условия взрывания | Lзаб, м | Lпер, м | Lскв,, м | Lзар,, м | р, кг | Qввскв, кг | а, м |
| Вскрыша вертикальные ряды | 6,5 | ||||||
| Вскрыша вертикальные ряды | 6,5 |
2.6.10. При применении более прогрессивной треугольной (так называемой «шахматной») сетки (рис. 2.2) скважины бурят по углам равностороннего треугольника и
m = а / b = 1.15.
После определения a и b округляются до 0.5 м, преимущественно, в меньшую сторону. Иногда (при а и в ≈*.25 или *.75) округления до 0.5 м в разные стороны (как при квазиквадратной сетке).
Например: 6.4 на 5.6 – сетка 6.5 на 5.5.
Или: 8.3 на 7.2 – сетка 8.5 на 7.
2.7. Уточнение размера сетки по условиям нормального дробления и качественной проработки подошвы уступа.
Если b > Wп, то не будет прорабатываться подошва
уступа. По этому расстояние между рядов назначается рав-
ным (меньшему) сопротивлению по подошве:
b’ = Wп.
Если Wп > b, то по первому ряду скважин будет повышенный выход негабаритов.
По этому сопротивление по подошве назначается равным (меньшему) расстоянию междурядов, но не менее безопасного расстояния:
Wп’ = b ≥ Wбез.
2.7.1. Сопоставляем между собой b = a, Wбез и Wп для различных условий.
Таблица 2.5 – Сопоставление параметров сетки бурения.
| Условия взрывания | b, м | Wбез, м | Wп,, м |
| Вскрыша, с подпорной стенкой | 6,5 | 3,5 | 5,5 |
2.7.2. Принятие решений:
В нашем случае для обводненной вскрыши выполняется первое условие (b = 6.5 м > Wп = 5,5м). Необходимое расстояние между рядами b’ = Wп = 5,5 м по условию качественной проработкиподошвы уступа. Но, чтобы использовать скважины на полную вместимость, расстояние междурядами скважин оставляем прежними, т.е. b’ = 8.5 м, но увеличиваем глубину перебура на:
dLпер = (b - Wп)/2=(6.5-5,5)/2=0.5≈1 м.
При этом первый ряд оставляем прежним.
2.8. Уточнение параметров взрывных скважин.
2.8.1. Пересчет необходимой массы заряда для уточненных параметров взрывной сети:
Qввскв = Ну * а * b * g п, кг
Для первых рядов Wп вместо b и учитывают (см. п. 2.3) свой проектный удельный расход
ВВ.
2.8.2. Пересчет длины заряда:
Lзар = Qввскв / р, м
2.8.3. Расстояние от верхней бровки уступа до первого ряда скважин:
С = Wп - 
≥ 3, м
2.8.5. Длина забойки Lзаб = Lскв - Lзар, м
2.8.6. Основные параметры взрывных скважин
Таблица 2.11 – Паспорт взрывных скважин
| Условия взрывания | Тип скважин | а, м | b, м | Wп, м | QввСкв кг | Lзар, м | Lскв, м | Lзаб, м | |
| Вскрыша свободная | 1-й ряд | вертикальные | 5,5 | 5,5 | |||||
| остальные | вертикальные | 5,5 | 5,5 |
В современных условиях работы мы применяем конструкцию заряда при сплошном расположении ВВ.
2.9. Конструкции зарядов при взрывании вскрыши в свободных условиях.
2.10. Параметры взрывных блоков.
2.10.1. Объемы взрываемых блоков.
Взрывные работы осуществляются раз в неделю, в субботу, в конце дневной смены, в 14:00. На практике объем каждого блока зависит от конкретных условий состояния горных работ. Мы же рассчитываем параметры усредненных блоков:
Vбл в = Ав’/ Nвзр,
где: Ав’, тыс.м3/год – годовые производительности по вскрыше;
Nвзр = 340/7 =48 – среднее количество взрывов в год (340 – количество дней работы карьера в северных условиях при непрерывном рабочем графике).
Следует отметить, что 48 блоков вскрыши находятся в обводненных условиях и взрываются с подпорной стенкой.
Объем блоков для вскрыши Vбл в = 9 000 / 48 =187,5 тыс.м3
2.10.2. Количество рядов скважин
nр = (В – Wп) / b + 1
Отбрасываем дробную часть.
Для вскрыши нестесненной nр = (30 – 10) /5,5 + 1=4,6 => 4 ряда.
2.10.3. Уточнение ширины взрываемых блоков
В’ = Wп + (nр – 1) * b
Для вскрыши
- в обводненных не стесненных условиях В’в = 5,5 + (4 – 1) *10 = 35,5 м
2.10.4. Схема развала взорванных горных пород
Параметры развала определяем по приложению 16.
при взрывании вскрыши в нестесненных условиях
2.10.5. Длины блоков
Lбл = Vбл /(В’*Ну), м
Для вскрыши
- в обводненных нестесненных условиях Lблв = 187500 / (35,5* 10) = 528 м.
2.10.6. Количество скважин в ряду
n скв р = Lбл / b,
Для вскрыши
- в необводненных нестесненных условиях n скв р = 528 / 5,5 =96≈ 96.
2.10.7. Общее количество скважин в блоке
n скв бл = n скв р * n р,
Для вскрыши
- в нестесненных условиях n скв р = 96 * 4= 384.
2.10.8. Схема коммутации взрывных зарядов
Для всех условий взрывания принята диагональная схема взрывания.
2.11. Расчет годового объема бурения
2.11.1. Общая длина скважин в блоке
L скв бл = (L скв 1+ L скв п * (nр – 1)) * nскв р, м
для вскрыши
Lскв бл = (12+12*3)*96 = 48*96 = 4608 м
2.11.2. Годовой объем бурения:
L скв Σ = Σ L скв бл * nблi, м
nблi – количество блоков, находящихся в i-ых условиях
nблi = Ав’/ Vбл = 9000/187,5= 48 шт
L скв Σ = 4608*48 = 221184 м.
Таблица 2.7 – Расчет годовых объемов бурения
| Условия взрывания | nблi | nр | nскв р | Lскв бл м | L скв Σ км |
| Вскрыша стесненная | 221,2 |
2.12. Выход горной массы с 1 погонного метра скважин.
β = Vбл р / L скв бл, м3/пог.м
Для вскрыши
- в нестесненных условиях βвс = 187500 / 4608 = 40,7 м3/пог.м.
2.13. Годовой расход взрывчатых веществ.
2.13.1. Масса в одной ступени замедления:
QввСтуп = QввСкв1 + QввСквN * (nр - 1)
QввСтуп = 110*4= 440кг
2.13.2. Масса ВВ в блоке:
QввБл = QввСтуп * nскв р
QввБл = 440*96 = 42240 кг = 42,2 т
2.13.3. Годовой расход ВВ:
QввГод = Σ QввБл * nблi
QввГод =42,2 * 48 = 2028 т
Всего в год необходимо 2028 т водоустойчивого гранитола7а.
2.14. Радиусы опасных зон
2.14.1. Радиус опасной зоны по разлету осколков
Размеры опасных зон по разлету осколков при взрывании на дробление принимаются по таблице треста «СоюзВзрывПром» (табл. 2.9) по величине условной линии наименьшего сопротивления (ЛНС)
Wусл = 0,7 * Wп max = 0,7 * 5,5 = 4 м.
Таблица 2.9 – Размеры опасных зон по разлету осколков при взрывании на дробление
| Wусл, м | 1,5 | ||||||
| Радиусы опасной зоны: - для людей Rрч, м - для механизмов Rрм, м |
При взрывании на косогоре в сторону скоса размеры опасной зоны увеличивают в 1,5 раза.
В нашем случае радиусы опасных зон по разлету осколков для людей Rрч составляют 300 м, и для механизмов Rрм – 150 м.
