Проект разработки Олимпиадинского золоторудного месторождения на примере участка Восточный (стр. 5 из 21)

Время на горно-подготовительные работы горизонта составит 1-1,5 месяца. Конструктивные размеры элементов рабочих площадок для экскаватора ЭКГ-10 представлены на рис.3.1.

Размер рабочей площадки при работе с применением взрывных работ может меняться в большую и меньшую сторону в зависимости от величины развала взорванной горной массы, которая в свою очередь зависит от числа рядов скважин и схемы коммутации и диаметра скважины.

При ведении горных работ расстояние по горизонтам между буровыми станками, расположенными на двух смежных по вертикали уступах, должно составлять не менее 20 м, между экскаваторами – не менее 2-кратной величины наибольших радиусов черпания. Высоту рабочего уступа принимаем равную 10 метров, а не рабочего 20 метров, так как крепость пород будет обеспечивать их устойчивость

Определим длину капитальной траншеи:

, м (3.9)

где: Ну =10– глубина траншеи; м

i=0,12 – уклон траншеи при автомобильном транспорте; ‰.

= 83,3 (м).

Определим минимальную ширину траншеи по дну:

; (3.10)

где: R_а - радиус поворота автосамосвала, м. R_а = 12 м;

ba – ширина кузова автосамосвала, м ba = 6,1 м;

e_б – минимальный безопасный зазор между автосамосвалом и нижней бровкой траншеи; e_б = 3 (м).

В_р=38,5 - ширина развала после взрыва; м

П₀=4 -полоса для размещения дополнительного оборудования; м

С₁=1-растояние между полосой размещения дополнительного оборудования и полосой безопасности; м

=61,1 (м).

Определим площадь поперечного сечения траншеи:

, м² (3.11)

где: α_т – угол откосов бортов траншеи, (принимается как угол откоса рабочего уступа),α_т = 70 град.

5. Определим объем разрезной траншеи – V_р.т. (м³) по формуле:

,м³ (3.13)

где: L_ф=500 – длина фронта работ; м

= 324018 (м³).

6. Определяем время проходки вскрывающей и разрезной траншеи:

(года) или 1,3месяца (3.14)

где: η=0,7 – коэффициент снижения производительности экскаватора при проведении траншеи;

=3036406 - годовая производительность экскаватора, м³/год.

3.4 Подготовка горных пород к выемке

Подготовка горных пород к выемки будет осуществляться буровзрывным способом.

Буровые и взрывные работы производятся по следующим породам:

мерзлые глинистые алевриты с включением щебня, мерзлые руды, 6-категории по буримости, 3 – по взрываемости;

слюдистые кварц-углеродистые сланцы, 8-категории по буримости, 3 – по трещиноватости, 3÷4 – по взрываемости;

карбонатно-кварцевые породы, 10-категории по буримости, 5 – по трещиноватости, 5÷6 – по взрываемости;

Коэффициент крепости пород по шкале профессора М.М. Протодъяконова соответственно 6, 7÷8, 10÷12÷15.

Средняя плотность пород: сланцев 1.8 – 2,4 т/м3; карбонатов 2.7 т/м3.

Производим выбор типа бурового оборудования согласно вышеперечисленных характеристик пород. Для бурения скважин в данных горных породах с показателем трудности бурения в интервале от 5 до 16 целесообразно применять станки шарошечного бурения.

Выбор и обоснование бурового оборудования

Определяем диаметр скважины – d:

(3.15)

где: γ=2,4 – плотность слюдистых кварц-углеродистых сланцев; т\м³

С=3 – берма безопасности; м

α=80^о – угол откоса уступа; град

m=2 – коэффициент сближения скважин;

(3.16)

d_скв=0,245 (м).

На основании показателя трудности бурения и Согласно величине определённого диаметра скважины принимаем станок шарошечного бурения СБШ-250 МНА, диаметр бурения принимаем 250мм.

Таблица 3.5

Техническая характеристика бурового станка СБШ-250МНА

Показатели	Диаметрскважины,мм	Длина штанги (м),чис-ло штанг (шт).	Усилие подачи, кН	Максимальная частота вращениядолота,с-1	Уголнакло-наскважины,град	Мощность двигателя, кВт	Скорость передвижения станка, км/ч	Весстанка, т
СБШ-250МНА	245-269	8,2-12(4)	300	от 0,25 до 2,5	0; 15; 30	400	2,4	77

Скорость бурения скважины диаметром 20 (мм) буровым станком СБШ-250МНА определяется по формуле:

υ_б = 2.5*Р₀*n_в*10^-2/(П_б*d_р²); (3.17)

где: υ_б – скорость бурения; пог.м/час

d_р=0,250 – диаметр долота; м

Р₀=300– усилие подачи штанги на забой; кН/забой

n_в =2,5– частота вращения бурового става; с^-1

υ_б =2.5*300*2,5*0.01/((0.250)²*8);

υ_б =37,5 (пог.м/час).

Определяем сменную производительность бурового станка:

Q_см=К_пр[Т_см-(Т_п.з.+Т_р)]/(t_o+t_в); (3.18)

где: К_пр=0.8 – коэффициент, учитывающий внутренний простой станка;

Т_см=11 – количество часов в смену; ч

Т_п.з.=0.5 – подготовительно-заключительные операции; ч

Т_р=1 – время регламентированных перерывов; ч

t_в=0.033-0,66 – вспомогательное удельное время бурения скважины (для шарошечных станков); (ч/м)

t_o – основное удельное время бурения скважины, находится по формуле:

t_o=1/ υ_б; (3.19)

t_o=1/37,5;

t_o=0.026 (ч/м).

Q_см=0.8[11-(0.5+1)]/(0.026+0.05);

Q_см=100 (пог.м/смена).

Годовая производительность бурового станка определяется по формуле

; м (3.20)

где: n_см =2– число рабочих смен в сутки; шт

N=263 – число рабочих дней станка в году; шт

(пог.м).

При производстве взрывных работ применяются следующие марки ВВ: граммониты – 79/21, ТК-15 и Т-5, эмулин, гранулотол, эмульсолит П-А-20, аммонит №6 ЖВ. В качестве промежуточных детонаторов используются шашки-детонаторы Т-400Г, а при применении СИНВ - С шашки-детонаторы ТГФ-850Э или ТГ-П850. Дробление негабаритов производится накладными зарядами из патронированного аммонита №6ЖВ с диаметром патронов 32; 60 мм и кумулятивными зарядами ЗКП-400.

В зависимости от горно-геологических условий, будут применятся порядные, диагональные и врубовые схемы взрывания, с интервалом замедления 20, 35, 45, 50, 60 мс (при взрывании с применением ДШ). Во внутрискважинных взрывных сетях будут применятся устройства инициирующие с замедлением скважинные СИНВ-С-500; 450; 400; 300. В поверхностных взрывных сетях будут применятся устройства инициирующие с замедлением поверхностные СИНВ-П-42; 67; 109.

С целью достижения необходимого качества дробления, применяются сплошная конструкции скважинных зарядов ВВ. С целью снижения объёмов применения гранулотола, планируется до 80÷85% обводнённых пород рыхлить патронированным эмульсионным ВВ - эмульсолитом П-А-20.

В зависимости от крепости, трещиноватости и прочих параметров все горные породы в карьере распределены на 6 категорий по взрываемости. Каждой категории по взрываемости соответствует определенная величина удельного расхода ВВ на рыхление 1 м³ горных пород, которая изменяется от 0,45 кг/м³ для второй категории до 0,80 кг/ м³ для шестой категории.

Определяем эталонный удельный расход взрывчатого вещества - q_э, (г/м³) по формуле:

q_э = 2*10^-1(σ_сж+ σ_сдв+ σ_раст+ γ·g); (3.21)

где: σ_сж=130 – предел прочности горной породы на сжатие; МПа

σ_сдв=24 – предел прочности горной породы на сдвиг; МПа

σ_раст=12 – предел прочности горной породы на растяжение;

МПа

γ = 2,7 – плотность горной породы; т/м³

g = 9,8 – ускорение свободного падения; м/с²

q_э = 2*10^-1(130 + 24 + 12 + 2,7*9,8);

q_э = 39( г/м³).

Определяем проектный удельный расход взрывчатого вещества - q_п, (г/м³) по формуле:

q_п = q_э * К_вв * К_д * К_тр * К_сз * К_у * К_оп, (3.22)

где: К_вв =1,2– переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ (аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере;

К_д – коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:

К_д = 0,5/d_ср, (3.23)

где: d_ср – требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м

d_ср = (0, 1…0, 2)*

, м (3.24)

где: Е=10 – емкость ковша экскаватора ЭКГ-10, м³

d_ср = 0,15*

= 0,32 ( м).

К_д = 0,5/0,25 = 2.

К_тр - коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещеноватостью породы: