Текст книги "Методы расчета главных параметров карьера и комплекта оборудования для производства горных работ "

Автор книги: Юрий Анистратов

сообщить о нарушении

Текущая страница: 2 (всего у книги 5 страниц)

В конкретных условиях на карьерах при выборе технологии и формировании механизации по вскрышным и добычным технологическим потокам возможны многочисленные варианты сочетания видов и типов бурозарядного, выемочно-погрузочного, транспортного оборудования, оборудования для отвалообразования пустых пород и некондиционных руд и оборудования для переработки полезного ископаемого.

Эффективным вариантом механизации будет тот, который обеспечивает минимум энергозатрат при необходимой производительности и отвечает требованиям безопасной технологии горных работ.

При производстве горных работ энергия затрачивается: на дробление массива для получения требуемого состава горной массы по крупности, экскавацию горной массы, перемещение и укладку пустой породы в отвал, а для полезного ископаемого на обработку для получения товарного продукта.

При этом энергия расходуется на преодоление сопротивления горной породы рабочим органам машин при совершении полезной работы по переводу её из одного состояния в другое.

Расход энергии зависит от технологии процесса и обусловливается свойствами горной породы, степенью изменения качества и состояния в процессе воздействия на горную породу. Так, разрушение массива, разрыхление горной массы – есть изменение ее качества (массив – раздробленная порода), подъем её для погрузки и перемещение есть изменение состояния.

Некоторые свойства не являются постоянными, а изменяются под воздействием окружающей среды, например, сопротивление внедрению ковша увеличивается в результате слеживания горной массы, смерзаемости, или являются результатом принятой технологии, качества выполнения работ в предыдущих процессах технологического потока, например, состав горной массы по крупности, степень разрыхления и т. п.

Часть энергии, затрачиваемая при производстве горных работ и поглощаемое горной породой при изменении её состояния, представляет собой технологическое энергопоглощение.

Эта часть энергии представляет собой расход энергии на преодоление сопротивления породы в технологических процессах в отличие от фактического расхода энергии, которая учитывает коэффициент полезного действия машин.

Энергопоглощение положено в основу метода расчёта по выбору и обоснованию технологии и механизации горных работ при добыче полезного ископаемого.

Метод предусматривает составление возможных вариантов комплектов оборудования для технологического потока в конкретных условиях в виде альтернативного графа (рис.2) и затем расчет технологического энергопоглощения по процессам и суммарного в каждом варианте на единицу массы разрабатываемых горных пород (Дж/кг).

Рис.2 Альтернативный граф вариантов комплектов оборудования вскрышного технологического потока 1 – буровое, 2 – экскавационное, 3 – транспортное, 4 – отвалообразующее; I,II,III,VI – возможные варианты механизации процессов технологического потока

Вариант с меньшим удельным энергопоглощением работ показывает, что технология и механизация наиболее полно соответствует горнотехническим условиям зоны функционирования технологического потока в карьере, а, следовательно, будет обеспечиваться большая эффективность разработки горных пород.

Выражение удельного энергопоглощения в технологическом потоке представляет собой сумму энергопоглощений (Дж/кг) по технологическим процессам:

подготовке горных пород к выемке Э_п

выемке-погрузке Э_э;

перемещению Э_т

отвалообразванию Э₀:

Э =Э_п+Э_э+Э_т+Э_о.

Расчётные выражения удельных энергопоглощений по процессам технологического потока, базирующихся на физических законах, представляются в следующем виде:

– дробление массива горных пород взрывным способом:

бурение взрывных скважин

,

взрывное дробление массива

;

– разрушение массива горных пород механическим способом

;

экскавация горной породы одноковшовым экскаватором

,

многоковшовым или роторным экскаватором

транспорт горной породы

для комплектов оборудования с передвижными дробилками в забое или комплектов оборудования с различными видами транспорта и промежуточным дроблением в полустационарных дробилках учитывается энергопоглощение на механическое дробление в дробилке

.

отвалообразование абзетцером

при отвалообразовании экскаватором удельное энергопоглощение рассчитывается по формуле Э_э. При отвалообразовании консольным отвалообразователем удельное энергопоглощение рассчитывается вместе с перемещением, увеличивая высоту подъема горной массы Н на высоту разгрузки отвалообразователя,

отвалообразование бульдозером или плугом

;

при механическом рыхлении массива горных пород перед погрузкой возможно штабелирование горной массы, тогда в этом процессе удельное энергопоглощение будет аналогично удельному энергопоглощению при бульдозерном отвалообразовании, но с учетом подъема горной массы на высоту штабеля

.

В развернутом виде с учётом экспериментальных исследований эти зависимости для конкретного технологического потока с определяющей его производительность выемочно-погрузочной машиной представляются следующим образом.

Удельное энергопоглощение при бурении

.

Удельное энергопоглощение при взрывном дроблении массива

Удельное энергопоглощение при экскавации

.

Удельное энергопоглощение при транспортировании

.

Удельное энергопоглощение при отвалообразовании бульдозером

.

В эти формулы входят следующие параметры и экспериментальные зависимости:

σ_сж – предел прочности горной породы при одноосном сжатии, Па,

n' – степень измельчения породы при бурении

d_св – диаметр скважины, мм

= 0,32 ;

d_ср – средний диаметр куска горной массы, регламентируемой по каким-либо условиям или обеспечивающий минимальные затраты на дробление массива горных пород, экскавацию горной массы, транспортирование и отвалообразование в технологическом потоке, мм.

Для комплектов оборудования с механическими лопатами

В – ширина ковша выемочно-погрузочной машины, мм;

d _ч – диаметр частиц продуктов разрушения при бурении, мм;

Е – модуль упругости горной породы, Па;

– плотность породы, т/м³;

l_скв– глубина скважины, м;

h – высота уступа, м;

α– угол откоса уступа, градус;

с – расстояние первого ряда скважин от верхней бровки уступа, м;

N – часть энергопоглощения при бурении, приходящаяся на единичный объем взрываемого блока

;

V_бур – объем бурения, м³,

V_бл – объем взрываемого блока, м³,

n_скв– число скважин взрываемого блока,

S_скв – площадь взрывной скважины, м²;

В_з – ширина заходки экскаватора, м;

L_бл – длина взрываемого блока, м,

k_д– коэффициент динамичности процесса при разрушении горной породы;

σ_р – предел прочности горной породы на растяжение, Па,

п" – степень дробления горных пород при взрывном рыхлении,

;

d_о– средний размер отдельностей в массиве, мм;

Δ– степень разрыхления горной породы, м,;

k_р – коэффициент разрыхления горной массы в развале;

l_ц– расстояние, на которое перемещается центр тяжести развала при взрывной подготовке горных пород, м,

h_разв– высота развала горной массы в забое, м;

F– сопротивление перемещению ковша, H,

k_с– удельное сопротивление породы копанию, Н/м²;

с^' – толщина стружки, м,

с' = 0,33В;

δ– длина пути, на котором происходит заполнение ковша, м,

h_ч– высота черпания экскаватора, м;

G – масса горной породы за цикл погрузки (в ковше), кг,

Е_к– вместимость ковша экскаватора, м³;

k_p.к – коэффициент разрыхления горной массы в ковше;

v_п – скорость перемещения горной массы к месту разгрузки, м/с;

g – ускорение свободного падения, м/с²;

h_p – высота разгрузки горной породы от уровня стояния выемочно-погрузочной машины, м;

v_ср– средняя скорость перемещения горной массы в технологическом потоке, м/с;

ω_о– основное сопротивление движению транспорта, Н/кН;

L – расстояние перемещения горной массы в технологическом потоке, м;

H – высота подъема горной массы в процессе перемещения средствами транспорта в технологическом потоке (разность отметок пункта погрузки и пункта разгрузки горной массы), м;

f₁ =0,7-1,0 —динамический коэффициент трения породы о породу на отвале;

i – уклон поверхности отвала в тысячных;

f₂ =0,4-0,6 – динамический коэффициент трения породы о металл;

n'" – степень дробления горных пород в дробилке

l_о– расстояние перемещения породы на отвале, м;

d_д– диаметр куска продукта в дробилке, м;

h_ш– высота штабеля, м.

Совокупность энергозатрат по всем технологическим потокам представляют собой общие затраты на добычу полезного ископаемого и эффективность разработки месторождения в целом.

Энергетическая оценка обеспечивает объективное, независимое от колебания цен на оборудование и материалы экономическое обоснование выбора технологии и механизации горных работ при добыче полезного ископаемого.

Мировая цена энергии 1 МДж в настоящее время составляет 7х10^-5 $.

Данный метод наиболее полно учитывает природные условия месторождения, технологию и организацию горных работ. Низкие температурные условия, заснеженность увеличивает связность взорванной горной массы, а, следовательно, увеличивают сопротивление копанию, уменьшает пропускную способность перегрузочных и аккумулирующих емкостей в транспортных звеньях грузопотоков. Величина объема взрываемого блока влияет на простои оборудования во время взрывных работ.

Использование энергетического метода позволяет решать задачи по определению эффективности капитальных затрат на сооружение открытых и подземных горных выработок для вскрытия глубоких горизонтов рабочей зоны карьера, а при разработке нагорных месторождений варианты гравитационной доставки горной массы по рудоспускам или рудоскатам.

Особое значение имеет использование энергетического метода при выборе технологических потоков, где горная масса подвергается многократному дроблению. В этом случае в зависимости от применяемых технических средств, занятых на выемке, перемещении и укладки в отвал или переработке, полускальные и скальные горные породы подвергаются различной степени дробления.

С точки зрения затрат энергии, дробление вскрышных пород целесообразно до той степени, при которой обеспечивается максимальная производительность экскавационных и транспортных машин в технологическом потоке.

Высокая степень дробления массива в забое обеспечивает возможность применения конвейерного транспорта в карьере вместо железнодорожного или автомобильного, для которых требуется выполнение большого объёма горнокапитальных работ по сооружению траншей и транспортных коммуникаций.

Степень дробления массива при добыче полезного ископаемого определяется кондициями конечного продукта горного предприятия. В одном случае определенную кусковатость (например, при отгрузке товарного угля), а другом – горную массу, крупностью не более приемной щели дробилки перерабатывающего комплекса.

Полезное ископаемое, которое подвергается дроблению и измельчению на обогатительных или агломерационных фабриках, в конечном виде представляет собой помол крупностью 0,01– 0,025 мм. Общие затраты энергии на дробление складываются из дробления массива в забое, естественного дробления в процессе погрузки в средства транспорта, перегрузок и дробления и измельчения на обогатительных фабриках. При этом виды и стоимость энергии используемой для дробления в забое и на обогатительной фабрике различна.

Соотношение средней стоимости 1 МДж используемой энергии в карьере следующее: электрическая – 1, тепловая (дизельное топливо) – 2,13, химическая (заводское взрывчатое вещество) – 53,8.

В целом область применения энергетического метода включает:

– решение проблемы минимизации энергозатрат при разработке месторождения полезного ископаемого;

– при проектировании и реконструкции горного предприятия энергетическую оценку технологических потоков, их составных частей и комплектов оборудования для разработки горных пород конкретной зоны горных работ, а через них структуру комплексной механизации карьера;

– учёт в технологическом процессе качество горной массы и конечного продукта;

– рациональное распределение затрат по производственным процессам в технологическом цикле в зависимости от вида используемой энергии;

– оценку эффективности технологии горных работ в сложных топографических и суровых климатических условиях, новых способов разработки горных пород, технологических схем, новых машин и механизмов, а также новых видов энергии.

ЭНЕРГЕТИЧЕСКИЙ РАСЧЁТ

ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ НА КАРЬЕРАХ

Современное развитие технологии взрывного разрушения массива позволяет управлять энергией взрыва для качественной подготовки крепких горных пород к экскавации, получения горной массы необходимого состава по крупности, степени разрыхления и параметров развала горной массы для каждого типа комплекта оборудования технологического потока, обеспечивая его максимальную производительность.

Задачей процесса подготовки скальных и полускальных горных пород к выемке является обеспечение:

необходимой степени дробления горных пород и полное разрушение массива взрываемого блока;

соответствие размеров и формы развала параметрам конкретному комплекту оборудования технологического потока;

объема горной массы в забое, достаточного для бесперебойной и производительной работы экскавационного оборудования;

экономичности и безопасности ведения горных работ.

Степень дробления для конкретного комплекта оборудования определяется исходя из высокопроизводительной работы и минимальных затрат по всему технологическому потоку.

Экспериментальные исследования по определению зависимости производительности машин по процессам технологического потока от состава горной массы по крупности с учетом свойств сыпучей среды показывают, что изменение производительности от минимума до максимума экскавационных машин с шириной ковша В находится в интервале В/3 d_ср В/11 при величине размера негабарита >В/3.

Минимальные затраты по всем технологическим процессам в технологическом потоке с одноковшовым экскаватором обеспечиваются при среднем диаметре габаритной горной массы d _ср = В/6,5.

Развал взорванной горной массы по длине от бровки уступа должен быть минимальным, по высоте – безопасным. По правилам безопасности он должна быть равна высоте черпания, а при высокой степени разрыхления допускается 1,5h.

Объем взорванной горной массы в забое определяется из условия максимальной производительности технологического потока с учётом остановки во время взрывных работ.

Разрушение массива горных пород под действием взрыва заряда взрывчатого вещества является сложным физическим процессом, который определяется свойствами массива, взрывчатого вещества и параметрами технологии взрывного воздействия.

Управление взрывного воздействия для получения необходимого для экскавации горной массы базируется на энергетической связи результата разрушения с параметрами буровзрывных работ.

Учитывая монолитность и однородность по свойствам горной породы в блоке, необходимую степень его дробления, соотношение между пределом прочности материала на сжатие и растяжение необходимая энергия (F_др.) для дробления определяется зависимостью

,

где σ_сж.– предел прочности породы на сжатие, Па;

k_д– коэффициент динамичности напряжения (k_д = σ_д/σ_ст)

V – разрушаемый объем, м³;

Е – модуль упругости породы, Па;

n – степень дробления (n = D_о.м./d_ср.)

D_о.м – средний размер отдельности массива, м;

Энергия для получения требуемой по принятой технологии и технике степень разрыхления и формирования развала, допустимого по правилам безопасности определяется зависимостью

,

где - начальная скорость движения горной массы при взрыве ( по данным экспериментальных исследований ее можно принимать v_о= 5410 м/с). Большие значения принимаются при использовании мощных взрывчатых веществ и малой плотности горной породы.

– коэффициент разрыхления горной массы в забое, = 1,1 4 1,4;

– плотность горной породы, кг/м³;

– расстояние от центра тяжести заходки массива до центра тяжести развала горной массы, м.

При разрушении массива скважинными зарядами

,

где с - расстояние от верхней бровки уступа до первого ряда скважин (по правилам безопасности не менее 3 м);

h – высота уступа, м;

– угол откоса уступа, градус;

– высота развала горной массы в забое, м;

– высота черпания экскаватора, м.

Сумма представляет собой энергию, которую необходимо затратить при подготовке горной массы.

По энергетической характеристике используемого взрывчатого вещества определяется удельный его расход (кг/м ³ ), необходимый для дробления 1 м ³ массива в нужной степени, получения заданных коэффициента разрыхления и параметров развала взорванной горной массы

,

где – удельная потенциальная энергия взрывчатого вещества, которая именуется в характеристике полной идеальной работой взрыва, Дж/кг.

– коэффициент полезного использования энергии взрывчатого вещества, который, по многочисленным исследованиям, составляет 0,04—0,06.

В развернутом виде эта зависимость имеет вид (кг/м³)

.

Анализируя эту зависимость, можно видеть, что удельный расход взрывчатого вещества увеличивается с увеличением прочностных свойств массива, степени дробления и величины развала горной массы после взрыва и уменьшается с увеличением энергии используемого взрывчатого вещества и коэффициента ее использования для дробления массива и формирования развала, необходимых параметров по технологии выемочно-погрузочных работ.

В карьере в конкретных природных условиях достижение необходимых параметров взорванной горной массы для горнотранспортного оборудования технологического потока обеспечивается регулированием параметров буровзрывных работ на карьере.

Параметры буровзрывных работ делятся на две группы.

К первой относятся: удельный расход взрывчатого вещества (q), диаметр заряда(d), линия сопротивления по подошве(W), сетка скважин (а х b),

ко второй: вид взрывчатого вещества, конструкция заряда, последовательность взрывания и использование замедления, число рядов скважин, величина и материал забойки.

Изменение параметров первой группы позволяет регулировать в широком диапазоне степень дробления, параметров второй группы – получение необходимых по технологическим условиям размеров развала горной массы.

Управление параметрами буровзрывных работ заключается в использовании закономерностей воздействия каждого и всех вместе на результаты взрывного разрушения массива горных пород.

Удельный расход взрывчатого вещества. В первой группе наибольшее влияние на степень дробления пород оказывает удельный расход взрывчатого вещества.

По экспериментальным исследованиям действие взрыва в массиве горных пород представляется в следующем виде. Детонационная волна, которая образуется при взрыве взрывчатого вещества на границе заряд – горная порода переходит в ударную волну, параметры которой определяются свойствами массива горных пород и взрывчатого вещества. По мере удаления ударной волны от границы раздела, скорость её уменьшается вследствие потерь энергии и в дальнейшем остается постоянной. В этой зоне равной от 1 до 6 диаметров заряда напряжение, возникающее в горной породе, вызывает пластические деформации, вследствие чего ее дробление. На большем от этой величины расстоянии в радиальном направлении возникают сжимающие напряжения, в тангенциальном – растягивающие. Величина этой зоны составляет 35440 радиусов заряда. Дальше напряжение в массиве становится меньше величины сопротивления породы разрушению, и горная порода этой зоны массива испытывает только колебательные движения. Когда волна напряжений достигнет обнаженной поверхности, образуется отраженная волна, к тому же после высвобождения газов, образующихся при взрыве взрывчатого вещества, по трещинам и через забойку сильно сжатая порода первой зоны смещается в сторону центра заряда. Отраженная волна формирует в массиве вторичное сжатие от мнимого центра, находящегося на таком же расстоянии от обнаженной поверхности, как и заряд, производя разрушения в глубь массива.

По теории В. К. Шехурдина, в основу которой положен принцип энергетического состояния горной породы в зависимости от ее свойств и положения относительно поверхности земли, величину зоны сильного дробления (смятия) или преобладания пластических деформаций можно определить по выражению, м

,

где p – масса заряда в 1 м скважины, кг;

Q – теплота взрыва, ккал/кг;

A – механический эквивалент тепла 4,19 Дж/кал;

=3,14;

= (10f +gH) – удельная энергоемкость разрушения массива в зоне смятия, Дж/м³;

f – коэффициент крепости по шкале М. М. Протодьяконова;

– плотность породы, кг/м³;

g = 9,8 – ускорение свободного падения, м/с;

H – глубина расположения заряда от поверхности земли, м.

Радиус разрушения горных пород радиальными трещинами

,

где = 0,04(10f +gH)— удельная энергоемкость разрушения массива путем развития магистральных трещин, Дж/м³.

Из рассмотренной выше энергетической теории разрушения видно, что для увеличения степени дробления горных пород требуется увеличение затрат энергии, т. е. увеличение удельного расхода взрывчатого вещества или его мощности. Однако в конкретных условиях существует предел, после которого без специальных технологических приемов увеличение удельного расхода не влияет на степень дробления.

Рассматривая влияние удельного расхода взрывчатого вещества на степень дробления горных пород, учитывается и экономический аспект. Увеличение расхода взрывчатого вещества при росте объема буровых работ влечет за собой повышение затрат на подготовку горных пород к выемке.

Экспериментальными исследованиями и практикой доказано, что увеличение степени дробления массива пропорционально увеличению полезного использования энергии взрыва. С этой целью применяют взрывание зарядов в зажатой среде путем использования “подпорной стенки”, мгновенного взрывания многорядного блока без замедления и специальных запирающих зарядов в забойке скважины.

Диаметр заряда. С учетом минимальных затрат по всему технологическому потоку величина эффективного диаметра скважин равна диаметру заряда взрывчатого вещества.

При постоянном удельном расходе взрывчатого вещества равномерное распределение в массиве взрывчатого вещества способствует увеличению степени дробления Экспериментальные исследования показывают, что уменьшение диаметра скважин улучшает состав горных пород после взрыва (d_ср), снижая крупность прямо пропорционально линейному масштабу изменения диаметра заряда взрывчатого вещества d.

Линия сопротивления по подошве. Линия сопротивления по подошве линейно связана с диаметром заряда. С учетом явления трещинообразования массива при взрыве заряда взрывчатого вещества линия сопротивления по подошве должна быть равна величине радиуса трещинообразования.

Перебур скважины. Перебур осуществляют с целью проработки подошвы. Он основан на действии заряда в массиве, в результате которого образуется воронка взрыва. Линия наименьшего сопротивления принимается как радиус воронки взрыва, а глубина перебура – как глубина заложения заряда.

Величина забойки. Величина забойки, в которой образуется зона нерегулируемого дробления, не должна превышать размера негабаритного куска. С другой стороны, при разработке нижележащего горизонта верхняя его часть представляет собой зону разрушенную зарядами в перебурах скважин вышележащего горизонта. Следовательно, величина забойки скважин должна быть не менее величины перебура.

Сетка скважин. Согласно теории взрыва при одновременном взрывании двух соседних зарядов, расположенных на расстоянии, возникают большие по величине по сравнению с одиночным взрыванием растягивающие напряжения, что увеличивает действие взрыва на отрыв горной массы по линии скважин.

Расчет расстояния между скважинами базируется на предположении, что распространение трещин от взрыва заряда взрывчатого вещества заканчивается на расстоянии, где энергия ударной волны становится равной удельной энергии поля в этой зоне. При взрыве двух зарядов разрушение в массиве в направлении друг друга заканчивается в точке максимального радиуса образования трещин. Остаточная энергия каждого заряда по В. К. Шехурднну складывается при условии, что сумма ее будет достаточна для образования трещины еще на некоторую величину. Если принять, что остаточная энергия каждого заряда при наложении составляет половину первоначальной затраченной на трещинообразование, то радиус распространения трещин от одного заряда в сторону другого составляет . Тогда расстояние между зарядами будет

.

Расстояние между рядами при шахматном расположении скважин и одновременном их взрывании из этих же соображений составляет

При квадратной сетке и короткозамедленном взрывании между рядами

.

Взрывчатые вещества. При выборе взрывчатого вещества учитывают в целом экономичность подготовки горных пород к выемке. Чем крепче порода и больше затраты на бурение, тем целесообразнее применение более мощных, хотя и более дорогих взрывчатых веществ.

Многие простейшие взрывчатые вещества хотя и не обладают высокими качественными показателями, но дешевые, легко поддаются механизированному заряжанию и поэтому наиболее предпочтительны при массовом производстве взрывных работ.

В случае, если по характеру действия для достижения определенных результатов в конкретных условиях подходят несколько типов взрывчатых веществ, то окончательный выбор производят исходя из экономической эффективности с учетом стоимости взрывчатого вещества, затрат на доставку его в карьер, бурение и заряжание и расходов на дробление негабаритов.

Конструкция зарядов. Все конструкции зарядов объеденяются в три группы.

Первая группа—вертикальные и наклонные скважинные сплошные и рассредоточенные заряды. Изменение воздействия энергии взрыва может быть достигнуто за счет пространственного расположения самих зарядов или их отдельных частей.

Вторая группа – вертикальные скважинные заряды с внутрискважинным замедлением, комбинированные из разных типов взрывчатого материала и парносближенные. Силовые параметры действия энергии взрыва изменяются в них подбором типа взрывчатого вещества или изменением положения детонатора.

Третья группа – фигурные заряды, от плоского заряда до конусообразного. Требуемые параметры импульса в них достигаются изменением формы зарядной полости, а, следовательно, количества взрывчатого вещества в ней.

Параметры развала взорванной горной массы должны обеспечивать безопасную и высокопроизводительную работу экскавационного оборудования.

Расчет ширины развала (м) при однорядном расположении скважин (рис.1)

производится по формуле.

.

где R – ширина развала взорванной горной массы от нижней бровки уступа, м;

c – расстояние от верхней бровки уступа до скважины, м;

h – высота уступа, м;

–угол откоса уступа, градус;

– коэффициент разрыхления породы в развале;

h_p – высота развала взорванной горной массы, м,

= (1-1,5) ,

– высота черпания экскаватора, м.

При многорядном взрывании

,

где n – количество рядов скважин.

Исследование зависимости ширины развала горной массы при взрыве скважинного заряда от основных параметров взрывного разрушения массива показывают, что ширина развала увеличивается при: увеличении диаметра скважинного заряда, длины забойки, мощности взрывчатого вещества, высоты уступа,

и уменьшается при: уменьшении угла наклона скважин, увеличении расстояния между скважинами в ряду, величины воздушного промежутка в рассредоточенных зарядах, линии сопротивления по подошве и плотности горных пород

При многорядном короткозамедленном взрывании высота развала от следующего ряда увеличивается. Если принять высоту развала от первого ряда равной высоте черпания экскаватора , то можно подсчитать при каком числе рядов высота развала достигнет максимально допустимой :

.

Порядок расчёта параметров буровзрывных работ базирующийся на энергетической теории с целью получения взорванной горной массы для конкретного комплекта оборудования технологического потока предусматривает учет исходных данных: о свойствах массива горных пород, параметров оборудования, взрывчатого вещества и параметров технологии разработки.

И с х о д н ы е д а н н ы е

Свойства массива :

наименование горной породы .............................……

плотность породы , ………………………………. кг/м³

предел прочности породы на сжатие , ………….Па

модуль упругости E, ……………………………………Па

блочность массива (трещиноватость) ,………….. м

коэффициент динамичности ……….. ......................

Оборудование:

экскаватор ........................................…………………….

вместимость ковша Е, …………………………………..м³

ширина ковша В, () ............................…....м

высота черпания h_ч, …………………………………….м

производительность ………………………..м³/сут

буровой станок (если он известен) ....................................

диаметр скважины , … ................................………м.

производительность бурового станка , ……..м/сут

Взрывчатое вещество :

тип взрывчатого вещества ...............................……………

полная идеальная работа взрыва , ……………….Дж

плотность заряжания , ……………………………кг/м³

начальная скорость движения горной массы при взрыве

, … ……………………………………………м/с.

коэффициент полезного использования энергии ВВ

……………………………………………

Технологические параметры

высота уступа h,……………………………………………….м

угол откоса уступа , …………………………………градус

безопасное расстояние от верхней бровки с, ……………….м

коэффициент разрыхления горной массы в развале .....

высота развала (), ……………………………..м

порядок взрывания ....................................………………………

расстояние от массового взрыва до охраняемого объекта L, м.

П о р я д о к р а с ч е т а

п а р а м е т р о в в з р ы в н ы х р а б о т

1.Необходимый состав горной массы по крупности для экскаватора, м.

.

2.Необходимая степень дробления массива

, при принимается n = 1.

3.Удельная энергия дробления в необходимой степени массива, Дж/

.

4.Удельная энергия формирования развала, необходимого по технологии при , Дж/

.

5.Расчётный удельный расход взрывчатого вещества для выполнения технологических условий, кг/

.

В пределах экономичности при значительном удельном расходе взрывчатого вещества для уменьшения диаметра скважин целесообразно использовать более мощное взрывчатое вещество.

Расчёт диаметра скважин для размещения взрывчатого вещества зависит от технологических параметров технологии разработки гонных пород рабочего горизонта, параметров сетки скважин и способов взрывания взрывного блока. По результатам исследования и данным практики наиболее целесообразно порядовое короткозамедленное взрывание многорядного взрывного блока при квадратной сетке скважин. В этом случае расчёт величины необходимого диаметра скважины для размещения сплошного колонкового заряда взрывчатого вещества выполняется в следующем порядке.

6.Линия сопротивления по подошве, м

.

7.Расстояние между скважинами, м

Назад к карточке книги "Методы расчета главных параметров карьера и комплекта оборудования для производства горных работ "