РАСЧЕТ ПАСПОРТА БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ. РГПВ Курсовая работа Ковалёв Д. расчет паспорта буровзрывных работ

• Название: расчет паспорта буровзрывных работ
• Анкор: РАСЧЕТ ПАСПОРТА БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ
• Дата: 06.06.2021
• Размер: 0.52 Mb.
• Имя файла: РГПВ Курсовая работа Ковалёв Д.docx
• Тип: Курсовая; #214380
• страница: 2 из 3

Техническая скорость бурения определяется с учетом способа бурения, технических параметров бурового станка и показателя буримости породы:

Техническая скорость шнекового бурения определяется по формуле:

V_б = 25 ∙ Р_о ∙ w , м/ч. (1.1)

П_б² ∙ d_р²

Техническая скорость шарошечного бурения:

V_б = 3,5 ∙ Р_о ∙ w , м/ч (1.2)

П_б ∙ d²



V_б = 3,5 ∙ 300 ∙150 =16,8, м/ч

15 ∙ 25²

где: Р_о – усилие подачи, Кн; принимается 85…90% от максимальной из технической характеристики станка;

w – частота вращения става, с ^-1;

d – диаметр скважины, см;

П_б – показатель трудности бурения.

Техническая скорость пневмоударного бурения:

V_б = 0,06 ∙ А_у∙ n_y , м/ч, (1.3)

К_б1∙ П_б ∙ d² ∙ К_ф

где: А_у – энергия единичного удара, Дж;

n_y – число ударов коронки в секунду;

К_б – коэффициент, учитывающий диапазон изменения П_б

при П_б = 10…14 – К₁ = 1;

при П_б = 15…17 – К₁ = 1,05;

при П_б = 18…25 – К₁ = 1,1.

К_ф – коэффициент, учитывающий форму коронки:

для трехперых коронок К_ф = 1;

для крестовых коронок К_ф = 1,1.

При диаметре коронки от 160 до 200 мм частота ударов ny принимается в интервале от 1700 до 1900, при диаметре от 100 до 125 мм – в иетервале от 2000 до 2200 ударов в минуту. Величину энергии единичного удара можно принимать в интервале от 120 до 140 Дж.

Сменная производительность станка определяется по формуле:

Q_Б.СМ = Т_с – (Т_п.з. + Т_р) (1.4)

t_o + t_в

Q_Б.СМ = 12 – 1 = 77

0,06+0,083

где: Т_с, Т_п.з. и Т_р – продолжительность, соответственно, смены, подготовительно – заключительных операций и регламентированных перерывов в смене, часов

Т_п.з. + Т_р = 0,5…1,0 час (1.5)

t_o и t_в – соответственно, основные и вспомогательные операции на бурение 1 п.м. скважины

t_o = 1/ V_б, (1.6)

t_o = 1/16,8=0,06 ,



где, V_б – техническая скорость бурения, м/час.

При определении величины t_в необходимо учитывать способ производства буровых работ и трудность бурения породы, а именно:

∙ для шнекового бурения при значении показателя трудности бурения П_б = 1…6 – t_в = 2…4 мин.;

∙ для шарошечного бурения при значении показателя трудности бурения П_б = 6…14 – t_в = 1,5…4,5 мин.;

∙ для пневмоударного бурения при значении показателя трудности бурения П_б = 12…20 – t_в = 4…8 мин.

∙ Т_с = 720 мин – продолжительность смены;

∙ Т_п.з. = продолжительность подготовительно – заключительных операций и составляет 25-30 мин;

∙ Т_р – продолжительность регламентированного перерыва в смене = 10 мин;

∙ Т_л – время на личные нужды – 10 мин.

Годовая производительность станка:

Q_б.год = N_см ∙ Q_б.см ∙ К_год, (1.7)

Q_б.год = 610 ∙ 77∙ 0,85=39925

где: К_год – среднегодовой коэффициент использования сменного фонда рабочего времени;

N_см – число смен в году.

При количестве рабочих дней в году равном 305, величина N_см составляет 915, а зачение коэффициента К_год можно принимать в пределах от 0,8 до 0

1.2. Обоснование и расчет параметров взрывных работ
Определить величину сопротивления по подошве уступа W для одиночного или парносближенного заряда.

Согласно техническим правилам ведения взрывных работ на дневной поверхности, преодолеваемую величину сопротивления по подошве рассчитывают по формуле:


W = 0,9*√35,1/0,59=6,94 м
где: р – вместимость 1 м скважины, кг/м. Определяется по формуле:



∆ - плотность заряжания, 1150 г/м³

d_скв – диаметр скважины, м
р = 0,785*0,2²*1120=35,1кг/м³
Сопротивление по подошве для парносближенных скважин:


W_n = √2*6,94 = 9,8 м
Найденные, путем вычислений W и W_n уточняются по результатам опытных и промышленных взрывов.

Сопротивление по подошве по условиям безопасности расположения станка:



где: h_y – высота уступа, м;

α – угол откоса уступа;

b_n – безопасное расстояние, м (минимум 2 метра).

W_б – минимально допустимое расстояние от верхней бровки уступа до оси скважин. Устанавливается в зависимости от конструкций бурового станка. Отталкиваясь от правил технической безопасности, гусеницы станка должны находиться от верхней бровки уступа не меньше чем на 3 метра.
W_б = 10 ∙ 0,26 + 2 = 4,6 м
Тип взрывчатого вещества (ВВ):

При выборе вида ВВ следует исходить из следующих положений:

∙по возможности применять ВВ с низким содержанием тротила, как более дешевые;

∙для легковзрываемых пород применять ВВ пониженной работоспособности (игданит, гранулит АС-8 и т.д.);

∙для практически монолитных крепких пород применять высокобризантные ВВ ( гранулотол, аммонит, аммонал и т.д.);

∙при взрывании обводненных скважин применять водонаполненные ВВ (акватолы).

Взрывчатое вещество, выбранное мною – Гранулит М (таблица 2). Гранулит М используется в взрывных работ при ручном и механизированном заряжании шпуров, скважин в сухих забоях карьеров, рудников и шахт при температре от -50 до +50 С.

Степень вредного воздействия на организм человека: гранулит М является токсичным веществом, что обусловлено компонентами рецептуры.


Таблица 2

Технические характеристики



Проектный (расчетный) удельный расход ВВ:


где: q_э – эталонный расход эталонного ВВ;

К_вв – коэффициент пересчета расхода эталонного ВВ к расходу реального

ВВ; Гранулит М– 1,0;
К_д – коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления;



К_д = 0,5 / 1,7 = 0,29

где: d_ср – требуемый средний размер отдельности в массиве, м.

Величина d_ср принимается в зависимости от применяемого выемочно-погрузочного оборудования и для учебных целей может быть найдена по формуле:



d_ср=(3√3)/3 = 1,7 м

где: Е – емкость ковша экскаватора, Е = 3-8 м3.

К_т = 1,4. м

К_сз – коэффициент, учитывающий сосредоточенность скважинного заряда, (таблица 3);
Таблица 3



К_сп – коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей;

К_сп = 0,8.

К_υ – коэффициент, учитывающий высоту уступа.


где, Н_у – высота взрываемого уступа, м.
q_р = 0,45 ∙ 1,1 ∙ 0,29 ∙ 1,4 ∙ 1 ∙ 0,8 ∙ 3,67 = 0,59 г/м³
Длина перебура:



l_пер = 10% ∙ 10 = 1 м

Перебур используется для усовершенствования проработки подошвы уступа и зависит от трудности взрывания пород.

Расстояние между скважинами заряда в ряду:



а=0,8 ∙ 6,94 = 5,5 м

где: W – величина сопротивления по подошве,

m – коэффициент сближения зарядов, принимается 0,8.

Расстояние между рядами скважин при мгновенном взрывании:



5,5 = 5,5 м

принимаем квадратную схему расположения скважин

Масса заряда в скважине:



Q_скв = 0,59 ∙ 6,94 ∙ 10 ∙ 5,5 = 225,2 кг
Длина заряда:


L = 225,2 / 35,1 = 6,4 м
Длина скважины:


l_c = 10 + 1 = 11 м
Длина забойки:


l_з = 11 – 6,4 = 4,6 м
Объем горной массы на 1 скважину:

м
V_скв = 5,5 ∙ 5,5 ∙ 10 = 302,5 м
Выход горной массы с одного метра скважины:


V = 302,5/11 = 27,5 м³
Количество скважин, необходимых для взрывания потребного блока:


N_скв = 20416,6 / 302,5 =67,4 шт
Годовая производственная мощность карьера в полном теле:


V_мес = 980000 / 12 = 81666,6 м³
Объем взрываемого блока:



n – число взрывов в месяц.
V_бл = 81666,6 / 4 = 20416,6 м³
Число скважин в ряду:


N_скв.р = 67,4 / 5,5 = 12,2 шт
Общий объем бурения во взрывном блоке:


L = 11 ∙ 67,4 = 741,4 м³
Общее количество ВВ на взрываемый блок:


Q_бл = 67,4 ∙ 2252 = 15178,4 кг
Вес боевиков:



где: m_б – масса боевика = 0,400 кг.
Q_боев = 0,400 ∙ 67,4 = 26,9 кг
Количество волноводов:



N=1,1 ∙ 67,4 = 74,1 шт
Количество детонаторов на один типовой взрыв:



где: 2 – количество детонаторов на ряд;

n_р – число рядов.
N_дет = 5 ∙ 2 = 10 шт