РГПВ. Методические указания по выполнению курсового проекта Вариант Плановый объем работ

• Название: Методические указания по выполнению курсового проекта Вариант Плановый объем работ
• Дата: 12.11.2021
• Размер: 157 Kb.
• Имя файла: РГПВ.doc
• Тип: Методические указания; #270259

Ф. 4-36 Методические указания по выполнению курсового проекта

Вариант	Плановый объем работ, Агод, тыс. м3/год		Предел прочности пород на сжатие, сж, мПа	Предел прочности пород на сдвиг, сд, мПа	Предел прочности пород на растяжение, р, мПа	Плотность породы, , т/м3	Коэффициент крепости, f	Емкость ковша экскаватора, м3	Транспорт
24		4900	1000	75	310	4,6	8	15	авто

, (1)
где σ_сж – напряжение сжатия, МПа (берется из задание на курсовое проектирование),

σ_сд – напряжение сдвига, МПа (берется из задание на курсовое проектирование),

γ – плотность породы, т/м³ (берется из задание на курсовое проектирование),

В соответствии с П_б выбирается способ бурения (таблица 2).
Таблица 2 – Выбор способа бурения

Пб	Эффективный способ бурения
1 – 7	Вращательное (шнековое) бурение
7 – 17	Шарошечное бурение
17 – 25	Ударно-вращательное бурение

Диаметр буровой скважины определяется по формуле, мм

d_c= 17·Е+ 122, (2)
d_c= 17·15+ 122= 377
где Е - емкость ковша экскаватора, м³

Принимается ближайший стандартный диаметр скважины.

Необходимо произвести описание принятого бурового станка и привести его техническую характеристику. Произвести описание рабочего инструмента и привести маркировку принятого долота.
4.1.2 Расчет производительности бурового станка
Эксплуатационная производительность определяется с учётом потерь времени по организационным причинам
(3)
где Т_см – время смены, час;

К_и – коэффициент использования станка в течение смены, 0,50,6;

t_осн – время на бурение одного метра скважины, мин/м;

– время на вспомогательные операции, мин/м.

Время на бурение одного метра скважины
, (4)
где – техническая скорость бурения, м/мин.

Для станков шарошечного бурения она равна
, (5)

где Р_ос – осевое усилие подачи, кН;

n_в – частота вращения бурового става, об/сек;

N_п – мощность пневмоударника, кВт;

П_б – показатель трудности бурения;

D_c – диаметр скважины, м;

К_ф – коэффициент, учитывающий форму коронки (для трехпёрых 1, для крестовых 1,1; для штыревых 1,15).

К вспомогательным операциям относятся:

1) подъём и разборка бурового става;

2) наращивание штанг при бурении;

3) переезд и установка станка на скважину;

4) перенос кабеля;

5) замена долота;

6) перехват гидропатрона;

На практике 24 мин/м.

Шарошечное долото эффективно разрушает породу при высоких осевых нагрузках. С увеличением осевой нагрузки скорость бурения увеличивается. Однако верхний предел осевой нагрузки определяется прочностью шарошечного долота и его можно определить
, (8)
где f –- коэффициент крепости по шкале профессора М.М. Протодьяконова;

D_скв – диаметр скважины, м.

Рекомендуемые режимы бурения с учетом диаметра и типа долота приведены в таблице 3.

При ударно-вращательном бурении с погружным пневмоударником важно иметь частоту вращения долота такой, чтобы поворот лезвий между ударами обеспечивал скалывающий характер разрушения породы. Оптимальные значения угла поворота определяются опытным путем и составляют 2-6^о. Чем выше крепость буримых пород, тем меньше должен быть угол поворота.

Таблица 3 – Режим бурения шарошечных долот

Диаметр долота, см	Коэффициент крепости породы, f	Частота вращения долота, об/мин
18(16 и 20)	4-6	150-160
	8 (6-10)	150(140-160)
	10-12	120-130
	12-14	105-120
	14-16	80-110
25	6-10	140
	10-12	110
	12-14	88
	14-16	81
	16-18	72
32	10-12	110
	12-14	95
	14-16	80
	(400)16-18	75

Скорость вращения долота

, (9)
где N_У – собственная частота пневмоударника, уд/мин;

 – угол поворота долота между ударами, град;

z – число лезвий долота.

При ударно-вращательном бурении статическое усилие на коронку принимается в зависимости от типа пневмоударника. При небольшой осевой нагрузке при каждом ударном импульсе коронка отскакивает от забоя, что снижает скорость бурения. При высоком осевом усилии возникают большие силы трения коронки о забой скважины, что также увеличивает расход энергии вращателя.

Принимая частоту вращения при вращательном бурении режущими долотами, важно обеспечивать не только оптимальный процесс разрушения коронкой породы забоя, но также обеспечить условия выноса шнеком разрушенной породы из скважины. Критические значение частоты вращения станков шнекового бурения
, (10)
где – угол наклона спирали шнека, градус;

f₁ – коэффициент трения породы о шнек;

R – радиус шнека;

f₂ – коэффициент трения породы о породу.

Необходимая частота вращения шнека должна превышать критическое значение.

Осевое усилие станков вращательного бурения режущими долотами определяется аналогично станкам шарошечного бурения (формула 1.8) и она должна превышать значение, рассчитанное по формуле
Р_ос= 5 F_з (11)
где F_З – площадка затупления коронки, 0,53 см².

Годовая производительность станка
Q_б.г = Q_б.см·n_см·N, , (12)

где n_см – число рабочих смен в сутки;

N – число рабочих дней станка в году, N = 270 дней.

Рабочий парк буровых станков зависит от объема V_г.м горной массы, подлежащего обуриванию
, (13)
где V_гм - объем бурения станками, согласно задания, м³;

V_1м – выход взорванной горной массы с 1 п.м.скважины, м³/пог. метра скважины (формула 30).
4.2 Расчет параметров взрывных работ
4.2.1 Взрываемость горных пород и расход ВВ
Эффективное дробление горных пород в первую очередь достигается на основе правильно установленного удельного расхода ВВ. Эта величина зависит от взрываемости горных пород. Оценка взрываемости пород осуществляется по эталонному удельному расходу ВВ типа аммонита 6ЖВ или граммонита 79/21, обеспечивающего заданную степень дробления. Эталонный удельный расход ВВ определяется из выражения
, (14)

где γ – плотность породы, т/м³;

σ_сж, σ_сдв, σ_рас – соответственно пределы прочности пород на сжатие, сдвиг, растяжение, МПа.

В зависимости от значения q_э породы делятся по трудности разрушения на 5 классов: q_э=20 г/м³ – легковзрываемые, q_э=20-40 г/м³ – средневзрываемые, q_э=40-60 г/м³ – трудновзрываемые, q_э=60-80 г/м³ – весьма трудновзрываемые, q_э>80 г/м³ – исключительно трудновзрываемые. В этой классификации трудность взрывания оценивается только в зависимости от прочности и плотности пород, но не учитывается трещиноватость пород.

Производится выбор взрывчатого вещества, необходимо учесть обводненность скважины. Производится описание принятого взрывчатого вещества, приводится его химическая формула, кислородный баланс и другие характеристики.

Проектный удельный расход, учитывающий реальные условия взрывания, можно определить из выражения
q_п = q_э К_вв·К_д ·К_т·К_{сз ·}К_v К_сп, (15)
где К_вв – коэффициент работоспособности ВВ относительно аммонита №6ЖВ. Расчетные коэффициенты относительной работоспособности по идеальной работе взрыва (эталон — аммонит № 6ЖВ) приведены в таблице 4;

К_д – коэффициент учитывающий необходимую степень дробления;
К_д = , (16)
где d_ср – средний размер кондиционного куска, м. Он определяется из выражения - ;

К_т – коэффициент, учитывающий трещиноватость породного массива, К_т = 1,01,3;

К_сз – коэффициент, учитывающий сосредоточенность заряда. Соответственно для средне-, и трудновзрываемых: К_сз = 1,21,25, К_сз = 1,351,4;

К_v – коэффициент влияния объема взрываемой породы. При Н_у ≥ 15м.
К_v = , (17)
При Н_у < 15м - К_v = .

где К_сп – коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей, К_сп = 8, при 2-х поверхностях и К_сп = 6, при 3-х поверхностях.

 

Таблица 4 - Расчетные коэффициенты относительной работоспособности 

Взрывчатое вещество	КВВ
Гранулит АС-8	0,89

4.2.2 Параметры расположения скважин на уступе
Расположение скважин на уступе может быть однорядным и многорядным. Основными параметрами расположения скважин являются расстояния «а» между скважинами и линия сопротивления по подошве уступа W. Большое влияние на результаты взрыва оказывает величина W, которая зависит от диаметра скважин, высоты уступа и угла наклона его откоса, мощности ВВ, плотности заряжания. Минимальное значение ЛСПП, удовлетворяющее условию безопасного бурения, определяется по формуле
W_min ≥ Н_у·сtg α·+ C_д, (18)

где С_д=2÷3 м – минимально допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа,

Н_у – высота уступа, м.

α – угол откоса уступа, градус.

Расчетное предельно преодолеваемое сопротивление по подошве уступа с учетом взаимодействия серий зарядов определяется по формуле
, (19)

где К_т – коэффициент, учитывающий трещиноватость пород и равный для легко-, средне- и трудновзрываемых пород соответственно К_т =1,2; 1,1 и 1,0;

Δ_вв – плотность заряжания ВВ, кг/м³. (при ручном и механизированном заряжании - 0,9+1,0 кг/м³, а при водонаполненных ВВ - 1 ,4+1,6 кг/м³);

γ - плотность породы, т/м³;

d_с – диаметр скважины, м;

- относительная работоспособность данного ВВ или переводной коэффициент ВВ;

m – коэффициент сближения скважин по первому ряду (m₁ = 0,8-1.2).

При W_n≤ W_min применяется вертикальные скважины. В случае, если W_п > W_min по первому ряду скважин бурятся наклонные, скважины для размещения дополнительного заряда ВВ, необходимого для проработки подошвы уступа.

При наклонном бурении необходимо определить угол наклона скважин к горизонту
, (20)
Расстояние между скважинами в ряду определяется по формуле
а=m∙W_р, (21)

Расстояние между рядами скважин b, м, определяется по формуле
b = , (22)
В курсовой работе необходимо обоснование принятие шахматной и прямоугольной сетки скважин.
4.2.3 Параметры взрывных скважин
Длина скважины
L_c= H_у/sin α + l_пер, (23)
где Н_у – высота уступа, м;

l_п – длина перебура, она может быть определена по формуле
l_пер=12∙d_с, (24)

где d_c – диаметр скважины, м;

Длина забойки скважины
l_з = (0,4-0,8)·W_р., (25)

Верхний предел относится к легковзрываемым горным породам.

Длина заряда ВВ
l_вв=L_скв – l₃ . (26)

Вместимость одного погонного метра скважины
, (27)
где Δ_ВВ – плотность заряжания, кг/м³.

Масса заряда в скважине по условию размещения составляет

. (28)
Также масса заряда в скважине по условиям проведения взрыва равняется
. (29)
В случае, если длина заряда, полученная из первого условия, больше длины заряда, полученной по величине условия проведения взрыва, то конструкция заряда должна быть рассредоточенной. Если получилось наоборот, то необходимо сгущать сетку скважин и выполнить повторной расчет.

Выход горной массы с 1 метра
, (30)
где n – число рядов скважин.

Необходимо вернуться к формуле 13 и рассчитать необходимо количество буровых станков для карьера.

Общий расход ВВ (кг) определяется из объема взрываемой горной массы и удельного расхода ВВ
Q_об = V_гм ·q_n, (31)
где V_гм – объем горной массы, подлежащей взрыванию, м³.

Определим параметры взрывного блока. Из расчета, что взрывы проводятся еженедельно, количество ВВ на один взрыв составит
Q₁=Q_об/52, (32)
Количество скважин на взрывном блоке
N_скв=Q₁/Q_ВВ1, (33)
Длина взрывного блока составит
L_б= N_скв·а/n, (34)
4.2.4 Механизация взрывных работ
С появлением гранулированных водосодержащих ВВ стала возможной комплексная механизация производственных, связанных с транспортированием и заряжанием ВВ. Этому способствует низкая чувствительность указанных ВВ к механическим, тепловым и электрическим воздействиям в сочетании с такими свойствами, как сыпучесть гранулированных и текучесть для водосодержащих ВВ. Для транспортирования ВВ и производства зарядной работы применяются следующие машины:

М3-3 – грузоподъемность G – 9 т; производительность Q_п=14 т/час.

М3-4 – грузоподъемность G – 22 т; производительность Q_п=18 т/час.

М3-8 – грузоподъемность G – 7,5 т; производительность Q_п =28 т/час.

М3-12 – грузоподъемность G – 11,5 т; производительность Q_п=30 т/час.

Время рейса зарядной машины складывается из времени загрузки t_г, времени движения и времени заряжания скважин
, (35)
где Т_пр – время производительной работы машины в смену, Т_пр =8 час;

G – грузоподъемность бункера машины, т;

L_с – среднее расстояние от пункта загрузки до мест производства работ, L_с =10 км;

υ_с – средняя скорость движения машины, υ_с =30 км/час;

- время загрузки машин на складе ВВ, =0,5 час;

К – коэффициент, учитывающий время переездов машины между скважинами и подготовкой к заряжанию, К=1,3-1,5.

Q_з – вес скважинного заряда ВВ, т (формула 28).

Время заряжания одной скважины, час

, (36)
где Q_n – производительность подающего механизма машины, т/час.

Необходимое количество зарядных машин для заряжания блока в течении одной смены находится по формуле
N_з.м.=Q₁/Q_з.а,
Механизация забойки скважин осуществляется с помощью забоечной машины 3С-2 грузоподъемностью 11 т и производительностью 32 т/час. Производительность забоечных машин определяется по той же формуле, что и зарядных машин.
4.2.5 Схема короткозамедленного взрывания
В зависимости от физико-механических свойств и структурных особенностей горных пород в массиве, числа рядов скважин, направления отбойки и назначения взрыва, можно применять следующие схемы короткозамедленного способа взрывания (КЗВ).

1. Порядно-продольная – для легковзрываемой породы, при подобранном откосе уступа;

2. Порядно-продольно-врубовая – не менее трех рядов скважин, для пород средней и нижесредней взрываемости;

3. Порядно-поперечная – не менее четырех рядов скважин, для пород средней и нижесредней взрываемости;

4. Диагонально последовательная и врубовая – для пород средней и трудной взрываемости, не менее четырех рядов скважин;

5. Треугольная, трапециевидная, радиальная – для трудновзрываемых пород сложной структуры, число рядов не менее четырех.

Основными средствами КЗВ в современной практике взрывных работ являются пиротехнические реле для короткого замедления взрывов отдельных волноводов, идущих к определенным сериям зарядов.
4.2.6 Вторичное дробление
Под вторичным дроблением горным пород понимают разрушения негабаритных кусков действием взрыва термическим, электротермическим и механическим способами.

При взрывном способе дробление негабаритных кусков осуществляется методами шпуровых, накладных, а также кумулятивных зарядов. Метод накладных зарядов применяется при хрупких и легкодробимых породах и небольшом объеме работ, если затраты на повышенный расход ВВ (2-2,5 кг/м³) меньше затрат на бурение шпуров. Для повышения эффективности накладных зарядов используют специальные заряды мощных ВВ с кумулятивной выемкой, которые позволяют снизить расход ВВ в 5-7 раз.

При шпуровых зарядах диаметр шпуров изменяется в пределах 25-60 мм, а глубина шпуров h_м = (0,25 – 0,5)h_н, h_н – толщина негабарита.

Удельный расход ВВ при этом составляет 0,1-0,3 кг/м³.

С целью уменьшения разлета кусков и расхода ВВ в шпуры помещают малые заряды высокобризантного ВВ (заряды в 8-10 раз меньше обычных) и заполняют их жидкостью.

Наиболее часто на крупных карьерах происходит разрушение негабаритов бутобоями, оснащенными гидро или пневмомолотами.
4.2.7 Безопасность ведения взрывных работ
Безопасные расстояния определяются:

- по разлету осколков;

- по сейсмическому воздействию;

- по действию воздушной волны.

1 Расстояние опасное для людей по разлету отдельных кусков породы определяется по формуле
(37)
где h_зар.- коэффициент заполнения скважин ВВ, h_зар.=L_зар/L_скв;

h_заб. - коэффициент заполнения скважин забойкой. При взрывании скважин с забойкой h _заб. = 1, при взрывании без забойки h_заб. = 0;

f - коэффициент крепости по шкале проф. М. М. Протодьяконова;

d - диаметр взрываемой скважины, м

а - расстояние между скважинами, м.

Расчетное значение опасного расстояния округляется в большую сторону до значения, кратного 50 м.

2. При взрывании групп зарядов Nс замедлением между взрывами в отдельной группе менее 20 мс каждую такую группу рассматривают, как отдельный заряд с общей массой для группы. Безопасное расстояние определяется по формуле

(38)
где: K_г - коэффициент, зависящий от свойств в основании охраняемого сооружения, [5] , K_г = 8

K_с - коэффициент, зависящий от типа здания (сооружения) и характера застройки [5], K_с = 2.

µ - коэффициент, зависящий от условий взрывания [5], µ = 1.

N - число групп зарядов;

Q - общая масса заряда для группы, кг

3. Безопасное расстояние по действию УВВ на застекление определяется по формуле
₍₃₉₎
где Q_э - эквивалентная масса зарядов взрываемых одновременно или вес заряда в наибольшей группе.
, (40)

где Р – вместимость ВВ в 1м скважины, кг;

l_зар – длина заряда, м ;

d – скважины, м,;

k_з - коэффициент, учитывающий влияние длины забойки и зависящий от отношения L_заб./d_скв. [5]

N - число зарядов в группе, шт.

При интервале замедления от 17 до 20мс, рассчитанное расстояние должно быть увеличено в 2 раза, при отрицательной температуре воздуха в 1,5 раза

Радиусы опасных зон рассчитываются в каждом отдельном случае при составлении проекта массового взрыва с учетом конкретных параметров БВР.