ПОГР 2 ВАРИАНТ. Отчет по практической работе 9 Расход средств инициирования на блок. Механизация зарядки и забойки скважин. Выход и дробление негабарита
Скачать 29.24 Kb.
|
Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования «СИБИРСКИЙ ФЕДЕРАЛЬНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ» Институт горного дела, геологии и геотехнологии институт Кафедра открытых горных работ кафедра Отчет по практической работе №9 Расход средств инициирования на блок. Механизация зарядки и забойки скважин. Выход и дробление негабарита. Преподаватель ___________ подпись, дата инициалы,фамилия Студент номер группы подпись, дата инициалы,фамилия Красноярск 2020 Цель работы: получить навыки в определении расхода средств инициирования (СИ) на блок. Ознакомится с методикой расчета производительности и парка зарядных и забоечных машин. Обосновать способ вторичного дробления горной массы. Краткие теоретические сведения: Одной из составных частей затрат на взрывные работы является стоимость средств инициирования: промежуточных шашек - детонаторов, детонирующего шнура или электропровода, пиротехнических реле или ЭДКЗ, ЭД для инициирования магистральной сети ДШ. Едиными правилами безопасности при взрывных работах разрешен только электрический способ инициирования магистральной сети ДШ. Выбор типа машин и схемы механизации зарядки скважин зависит от ассортимента и общего расхода ВВ, расстояния транспортировки взрывчатых веществ и технологии взрывных работ. Наибольшее распространение получили смесительно-зарядные машины. При годовом расходе ВВ до 500 тонн целесообразно использовать зарядные машины для подземных горных работ марок ЗШ-120, ЗШ-400. ЗШ-1200. При выборе машин для забойки скважин стремятся достичь максимального соответствия грузоподъемности зарядной и забоечной машин. Из машин, заполняющих скважины дробленой породой наиболее распространены марки ЗС-1М и ЗС-2М. Наличие большого числа случайных факторов, учет которых невозможен при проектировании массовых взрывов, неизбежно приводит к выходу негабаритных фракций. Величина негабаритных кусков зависит от вместимости ковша выемочного оборудования и размеров приемного отверстия дробилки (бункера, грохота). Негабаритные куски подлежат вторичному разрушению. При выборе метода разрушения негабаритных кусков следует ориентироваться, в первую очередь, на механические способы (посредством падающего груза, гидроударниками, пневмобутобоями). В породах I категории по трещиноватости эффективно использование падающего груза, II - IV категорий - пневмоударников или пневмобутобоев. Взрывные методы следует применять лишь в породах IV-V категории. При этом наиболее универсальны и технологичны кумулятивные заряды. Ход работы: Определим расход ДШ на скважину и расхода ДШ на блок, м: м Расход ДШ на блок, м: , м где l1- количество ДШ, необходимое для присоединения промежуточного инициатора; l2- количество ДШ, необходимое для соединения концевиков ДШ с магистралью; Nс- общее число скважин в блоке, ед; lш- длина магистральной линии ДШ, м. Найдем общее число скважин в блоке, ед: ед. где nскв”- округленное до ближайшего целого число скважин в одном ряду, ед; nр- количество взрываемых рядов, ед. Длину магистральной линии ДШ найдем в соответствии с принятой необходимой схемой коммутации и параметрами взрывного блока. Необходимые измерения выполним на чертеже со схемой коммутации. Расход ЭД для инициирования ДШ в блоке равен 2 ед. Рассчитаем расход промежуточных шашек-детонаторов на блок, ед: ед. где nc- расход шашек-детонаторов на скважину, ед. Вычислим удельный расход СИ, для чего расход ДШ, пиротехнических реле, шашек-детонаторов, ЭД делим на объем взрываемого блока: м/м3 шт/м3 шт/м3 шт/м3 Найдем годовой расход ВВ и СИ, для чего окончательно скорректированный проектный удельный расход ВВ и удельные расходы отдельных СИ умножим на годовую производительность карьера по горной массе, выраженную в кубометрах: Год овой расход ВВ = 1.423000000/3 = 10 733 334 кг = 10733 т Годовой расход ДШ = 0,1523000000/3 = 1 150 000 м Годовой расход ПР = 0,000623000000/3 = 4600 шт Годовой расход Ш-Д = 0,00323000000/3 = 23 000 шт Годовой расход ЭД = 0,00004623000000/3 = 353 шт Для заданного расстояния транспортирования рассчитаем сменную производительность зарядного агрегата, предварительно выбрав его по величине годового расхода и типа ВВ, т: т где, Тпр= 7,2 – время производительной работы за смену, ч; Gб- грузоподъемность зарядного агрегата, т; Lт- расстояние транспортирования ВВ, км; V= 15-20- скорость движения машины, км/ч; tгр= 0,5- время загрузки агрегата, ч; к= 1,3-1,5- коэффициент, учитывающий время переездов машины между скважинами и подготовка к заряжанию; tз- время заряжания одной скважины, ч; Qз.с- средняя масса скважинного заряда, т: кг ч где Qв.б- расход ВВ на блок, кг; Qп- производительность подающего механизма зарядного агрегата, кг/мин. Необходимо принять тип забоечной машины, добиваясь примерного соответствия грузоподъемности зарядного и забоечного агрегата. Принимаем забоечную машину ЗС-2М. Для заданного расстояния транспортирования забоечного материала определим количество скважин, заполняемых забойкой за смену: Вычислим объем забойки в скважине, м3: м3 где dc- диаметр скважин, м; Lз- длина забойки в скважине, м. Определим расход забоечного материала на 1 м3 взорванной горной массы, м3/м3: м3/м3 где f - выход горной массы с 1 м скважины, м3/м; Lскв - длина скважин, м. Найдем годовой расход, м3, забоечного материала: м3 где Агм- годовая производительность карьера по горной массе, м3. Для заданного расстояния транспортирования забоечного материала рассчитаем сменную производительность забоечной машины, м3: м3 где Тпр= 7,2 – время производительной работы за смену, ч; Gб- грузоподъемность забоечной машины, т; Lт.заб- расстояние транспортирования забоечного материала, км; V= 15-20- скорость движения машины, км/ч; tгр= 0,5- время загрузки машины, ч; к= 1,3-1,5- коэффициент, учитывающий время переездов машины между скважинами и подготовка к заряжанию; tз- время забойки одной скважины, ч; ч Определим инвентарный парк зарядных и забоечных машин при односменной работе, ед: где Qв.г- ранее вычисленный годовой расход ВВ, т; Dр.к- число рабочих дней карьера в течении года, сут. По вместимости ковша экскаватора определим средний линейный размер кондиционного куска, м: м3 где Е- вместимость ковша экскаватора, м3. Вычислим максимально допустимый размер куска породы по размерам приемного отверстия заданной дробилки: м где bд- минимальный размер приемного отверстия дробилки, м. Сравним найденные расчетные значения d’K и d”K. Для дальнейших расчетов принимаем наименьшее значение dК, то есть dК=0.96 м. Все куски с размерами, большими dК считаются негабаритными и подлежат вторичному дроблению. Так как породы отнесены к V-й категории по трещиноватости, для разрушения негабаритов принимаем кумулятивный заряд. Рассчитаем общий выход негабарита, м3: м3 где Рн-выход негабарита, %. Вычислим массу кумулятивных зарядов, необходимую для разрушения негабаритного куска, кг: кг где dн=1,15dк- средний линейный размер негабаритного куска, м. По величине Qк принимаем тип применяемого кумулятивного заряда. Для дальнейших расчетов принимаем заряд ЗКП-200. Найдем годовой расход кумулятивных зарядов (при размещении одного заряда на кусок негабарита), ед: шт где Nк- количество кусков породы в 1 м3 негабарита, ед. Вывод: в ходе работы были получены навыки в определении расхода средств инициирования (СИ) на блок. Мы ознакомились с методикой расчета производительности и парка зарядных и забоечных машин. Был обоснован способ вторичного дробления горной массы. |