Проект разработки Олимпиадинского золоторудного месторождения на примере участка Восточный
Дипломная работа - Геодезия и Геология
Другие дипломы по предмету Геодезия и Геология
?пределяем диаметр скважины d:
(3.15)
где: ?=2,4 плотность слюдистых кварц-углеродистых сланцев; т\м3
С=3 берма безопасности; м
?=80о угол откоса уступа; град
m=2 коэффициент сближения скважин;
(3.16)
dскв=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
ПоказателиДиаметр
скважины,
ммДлина штанги (м),чис-ло штанг (шт).Усилие подачи, кНМаксимальная частота вращениядолота,
с-1Угол
накло-на
скважины,
градМощность двигателя, кВтСкорость передвижения станка, км/чВес
станка, тСБШ-250МНА245-2698,2-12(4)300от 0,25 до 2,50; 15; 304002,477
Скорость бурения скважины диаметром 20 (мм) буровым станком СБШ-250МНА определяется по формуле:
?б = 2.5*Р0*nв*10-2/(Пб*dр2);(3.17)
где: ?б скорость бурения; пог.м/час
dр=0,250 диаметр долота; м
Р0=300 усилие подачи штанги на забой; кН/забой
nв =2,5 частота вращения бурового става; с-1
?б =2.5*300*2,5*0.01/((0.250)2*8);
?б =37,5 (пог.м/час).
Определяем сменную производительность бурового станка:
Qсм=Кпр[Тсм-(Тп.з.+Тр)]/(to+tв);(3.18)
где: Кпр=0.8 коэффициент, учитывающий внутренний простой станка;
Тсм=11 количество часов в смену; ч
Тп.з.=0.5 подготовительно-заключительные операции; ч
Тр=1 время регламентированных перерывов; ч
tв=0.033-0,66 вспомогательное удельное время бурения скважины (для шарошечных станков); (ч/м)
to основное удельное время бурения скважины, находится по формуле:
to=1/ ?б;(3.19)
to=1/37,5;
to=0.026 (ч/м).
Qсм=0.8[11-(0.5+1)]/(0.026+0.05);
Qсм=100 (пог.м/смена).
Годовая производительность бурового станка определяется по формуле
; м (3.20)
где: nсм =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 Т5, 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 8085% 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 рыхленио 0,80 кг/ м3 для шестой категории.
Определяем эталонный удельный расход взрывчатого вещества - qэ, (г/м3) по формуле:
qэ = 2*10-1(?сж+ ?сдв+ ?раст+ ?g);(3.21)
где: ?сж=130 предел прочности горной породы на сжатие; МПа
?сдв=24 предел прочности горной породы на сдвиг; МПа
?раст=12 предел прочности горной породы на растяжение;
МПа
? = 2,7 плотность горной породы; т/м3
g = 9,8 ускорение свободного падения; м/с2
qэ = 2*10-1(130 + 24 + 12 + 2,7*9,8);
qэ = 39( г/м3).
Определяем проектный удельный расход взрывчатого вещества - qп, (г/м3) по формуле:
qп = qэ * Квв * Кд * Ктр * Ксз * Ку * Коп,(3.22)
где: Квв =1,2 переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ (аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере;
Кд коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:
Кд = 0,5/dср,(3.23)
где: dср требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м
dср = (0, 1тАж0, 2)*, м(3.24)
где: Е=10 емкость ковша экскаватора ЭКГ-10, м3
dср = 0,15*= 0,32 ( м).
Кд = 0,5/0,25 = 2.
Ктр - коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещеноватостью породы:
Ктр = 1,2*lср +0,2(3.25)
где: lср средний размер структурного блока в массиве, lср = 0,8 м (для среднетрещиноватых);
Ктр = 1,2*0,8 + 0,2 = 1,2
Ксз=1 - коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда в скважине;
Ку - коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:
Ку<