Вибір типу та визначення необхідної кількості бурового устаткування

Підготовка скельних порід до виймання в кар’єрах здійснюється за допомогою буро-підривних робіт. Від вибору раціонального типу та кількості бурового устаткування, від якості виконання підривних робіт, а також від організації роботи бурового устаткування та засобів механізації на підривних роботах протягом зміни залежить ритмічна робота інших технологічних процесів (екскавація, транспорт та ін.) і кар’єру в цілому.

Вибір типу бурового устаткування здійснюється на основі аналізу фізико-механічних властивостей гірських порід у контурах кар’єру, наявних типів верстатів у гірничому машинобудуванні та досвіду їх використання на аналогічних підприємствах.

Визначення кількості бурових верстатів необхідно здійснювати за окремими категоріями порід, однак частіше всього розрахунки виконують тільки для руди і скельних пустих порід.

Необхідну кількість бурових верстатів для окремої категорії порід (N_вi) визначають з виразу

,                                                (Т.11)

 

де ∑l_c – сумарна довжина свердловин, м, яка розраховується за формулою

  ;                                              (Т.12)

А – річний обсяг порід даної категорії, м³;

V – вихід гірської маси з 1 п. м. свердловини, м³/м. Для випадку одиночних свердловин у першому ряді бурового блока його можна визначити за формулою

 

      ;                                   (Т.13)

W₁ – лінія опору по підошві уступу для першого ряду, м;

W₂ – лінія опору по підошві для інших рядів, м;

n – кількість рядів свердловин на буровому блоці, рядів;

H_у – висота уступу, м;

a – відстань між свердловинами у першому ряді, м.

 

                 ,                                          (Т.14)

l_з – довжина забійки, м.;

Р – вага заряду у свердловині, кг;

q – питомі витрати вибухової речовини (ВР), кг/ м³;

 

      k_п – коефіцієнт втрат свердловин (приймається у розмірі 5 – 10 %);         

 P_зм – змінна продуктивність бурового верстата, м;

 N_зм - кількість змін роботи бурового устаткування на добу, зм.; 

 N_рд – кількість робочих днів у році

 ,                      (Т.15)

n_св., n_в, n_р, n_о—кількість неробочих днів у році, відповідно, у години свят, вихідних, ремонтів та простоїв через перегони. З урахуванням чинного законодавства та норм технологічного проектування простої можна приймати: святкові – 10, вихідні – 104, простої на ремонті – 12, простої через перегін –12;

При визначенні інвентарного парку бурових верстатів за всіма категоріями порід враховують коефіцієнт резерву (к_р):

.                                      (Т.16)

Отриману кількість округлюють до цілого значення.

Остаточний вибір на користь того чи іншого типу бурового устаткування може бути зроблений лише на основі економічних розрахунків.

2.2. Розрахунок параметрів підривних робіт

 

 

При відкритій розробці родовищ корисних копалин використовують різні методи виробництва підривних робіт (свердловинними, шпуровими, котловими чи камерними зарядами). Найбільш розповсюдженим на кар’єрах України (95% від загального обсягу) є метод вертикальних свердловинних зарядів (рис.Т. 3). 

Рис. Т.3. Схема розташування свердловинних зарядів на уступі

 

Діаметр заряду (d_з) залежить від вибраного типу бурового устаткування й бурового інструмента:

,                                         (Т.17)

де  - коефіцієнт розширення свердловини;

    - діаметр долота чи коронки різця, м.

Значення , що залежить від міцності і ступеня тріщинуватості гірських порід, можна визначити з виразу:

,                               (Т.18)

де ƒ- коефіцієнт міцності порід за шкалою М.М. Протодьяконова.

Для досягнення якісного подрібнювання гірських порід визначають значення опору по підошві (ОПП) для першого (W₁) і наступних рядів (W₂) свердловин:

,                                 (Т.19)

де  - емпіричний коефіцієнт,  = 1,05 м^3/4 (а )^-1/4;

Δ – щільність заряджання. Залежить від обраної ВР, кг/м³; 

Q – теплота вибуху обраної ВР, а /кг.

    При цьому ОПП для першого ряду повинен відповідати умовам безпечної роботи бурового устаткування при бурінні свердловин:

 

,                                    (Т.20)

 

де Ну – висота уступу, м;

a - кут укосу уступу, град;

С - безпечна відстань від верхньої брівки уступу до осі свердловини, м, С = 2 .

Довжина вертикальних свердловин на кар’єрах більше висоти уступу на величину перебуру (l_пер):

,                                             (Т.21)

Перебур залежить від багатьох факторів: висоти уступу, коефіцієнта міцності порід, діаметра заряду, працездатності застосовуваної ВР Й ін. 

У загальному випадку довжину перебуру можна визначити з виразу

 

             .                                                        (Т.22)

На кар’єрах довжину перебуру приймають не більше 3,0 м, а звичайно 1,5 – 2,5 м.

Застосування перебурів глибиною більше 3,0 м неефективно, тому що не приводить до помітного поліпшення якості пророблення підошви уступу, натомість значно порушує масив, ускладнюючи буріння свердловин на нижньому горизонті.

 Вагу заряду у свердловині визначають за формулою:

 

                          ,                                               (Т.23)

де Δ – місткість ВР в 1 м свердловини, кг/м.

 

Для підвищення якості подрібнювання порід, поверх заряду у свердловині роблять забойку. Довжину забойки (l_з) визначають, як різницю між відомою глибиною свердловини і довжиною заряду:

 

         .                                           (Т.24)

 

Питомі витрати ВР на конкретному підприємстві для різних типів порід визначають на основі проведення експериментів або за формулою:

 ,                                                  (Т.25)

де  12 - емпіричний коефіцієнт, кдж^0,75/м^2,25 .

 

Виконані обчислення дозволяють визначити відстань між свердловинами в першому ряді a (1.11)_, яка повинна задовольняти двом умовам: достатності заряду для якісного руйнування порід перед першим рядом свердловин і місткості заряду у свердловині розрахованого діаметра.

Отримане значення а необхідно порівняти з лінією опору по підошві уступу для першого ряду W₁ і визначити коефіцієнт зближення зарядів у першому ряді:

                                                                             (Т.26)

Якщо m₁ 0,65, то підривні роботи проводять без використання додаткових технологічних прийомів.

Коли коефіцієнт зближення зарядів тррохи менше 0,65 (наприклад, 0,6), можна зменшити довжину забійки для свердловин першого ряду на I...I,5 м. У цьому випадку збільшиться заряд у свердловинах першого ряду, що дозволить успішно виконати першу умову.

Якщо m₁ значно менше від 0,65, то використовують спарені або строєні свердловини у першому ряді (рис. Т.4 та рис. Т.5 ).               

Рис. Т.4. Схема розташування спарених свердловин у першому ряді на уступі

Рис. Т.5. Схема розташування строєних свердловин у першому ряді на уступі

 

Відстань між спареними і строєними свердловинами при незмінному значенні W₁ визначають за формулами:

 

; .                    (Т.27)

 

 

Вихід гірської маси з 1 м свердловини розраховують за наступними формулами:

для спарених свердловин    ;                          (Т.28)

 

для строєних свердловин    _.                                           (Т.29)

 

У цьому випадку також необхідно порівняти значення коефіцієнта зближення зарядів з допустимих значенням (0,65)

 

;    _.                             (Т.30)

 

При невиконанні й цієї умови варто застосовувати котлові заряди.

 

2.3. Визначення необхідної кількості засобів механізації заряджання, забойки свердловин і штату підривників

 

На сьогодні буро-підривні роботи у кар’єрах (крім комутації мережі свердловин) повністю механізовані. Для заряджання та забойки свердловин використовуються спеціальні машини. Потреба гірничого підприємства в засобах механізації залежить від обсягів масових вибухів, їх частоти, часу, який відводиться на підготовку вибухів, та змінної продуктивності устаткування.

Річний обсяг вибухової речовини (Q_р) визначають за формулою:

 

                  ,                 (Т.31)

 

де А₁ , А₂ , ... , А_n - обсяги різновидів скельних гірських порід у межах виробничої програми, м³;

q₁ , q₂ , ... , q_n - питомі витрати ВР у різних скельних гірських породах, кг/м³.

 

Частота здійснення масових вибухів залежить від багатьох факторів і може змінюватись у широких межах. Однак, практика показала, що найбільш раціональним є варіант підривання 2 рази на місяць.

 

Під час масового вибуху одночасно підривають декілька блоків у різних місцях кар’єру. Кількість ВР у середньому екскаваторному блоці визначають з виразу:

     ,                                    (Т.32)

де  Q_м  - місячна продуктивність екскаватора, м³ (Q_м = 100 – 150 тис. м³) .

 

Кількість блоків, що підривають за один масовий вибух:

   ,                                (Т.33)

де N – частота масових вибухів, раз/ місяць.      

 

Необхідна кількість зарядних машин для підготовки цих блоків складатиме:

                  ,                                 (Т.34)

де P_зм - середня змінна продуктивність зарядної машини, т/см;      

 N_n - кількість змін на підготовку масового вибуху, N_n= 2 - 4 зміни.

Інвентарну кількість зарядних машин визначають з урахуванням резерву (15 - 25%)

                  .                                   (Т.35)

 

Необхідну кількість забоечних машин розраховують за формулою:

                     ,                                           (Т.36)

де А – річний обсяг робіт, м³;

    Q_з – річна продуктивність забоечної машини, м³/ рік.

 

Кількість підривників для виконання робіт із заряджання, забойки та монтажу вибухової мережі при підготовці вибуху, приблизно, можна визначити з виразу:

                     ,                                    (Т.37)

де Q_п - досягнута продуктивність підривників на кар'єрах Кривбасу за підривною підготовкою гірської маси до виїмки при повній механізації зарядних робіт, м³/чол. ( Q_п = 600000 м³ /чол. ).

Таблиця Т.2

Основні техніко-економічні показники роботи зарядних і забоєчних машин

Тип	Вартість, тис. грн.	Вантажопідйомність, т	Середня змінна продуктивність, т/см
для гранульованих ВВ
МЗ-8		7	25…35
МЗ-4		22	30…40
для водомістких ВВ
Акватол 1У		10	25…30
Акватол 3		27	50…60
Забоєчна машина
ЗС-1		5	4000000 м3/рік

 

2.4. Розрахунок вторинного дроблення

Якість виконання буро-підривних робіт визначається розмірами окремих кусків подрібненої гірської маси. Розмір максимально допустимих кусків залежить від типу виймально-навантажувального устаткування і визначається з формули:

,                                             (Т.38)

 

де  Е - місткість ковша екскаватора, м³.

Куски, розмір яких перевищує встановлений за формулою, відносяться до негабариту і підлягають вторинному дробленню.

Для вторинного дроблення негабариту в на сьогодні розроблено багато способів і засобів руйнування. З вибухових способів найбільш ефективним є спосіб накладних кумулятивних зарядів. Він може застосовуватися в будь-яких породах, однак максимальний ефект приносить при розмірі некондиційних кусків 1,2 м і більше.

Річний обсяг скельних порід у не відвантажених негабаритних кусках (Q_н) розраховують з використанням показника виходу негабариту:

 

 ,                                        (Т.39)

де А – річний обсяг порід, які руйнуються за допомогою підривних робіт, м³;

    V_н – вихід негабариту, %.

 Кількість негабаритних кусків (N_н), що визначає кількість необхідних кумулятивних зарядів, прогнозують за формулою:

                       ,                                          (Т.40)

де V_к – обсяг середнього негабаритного куска, м³.

Вихід негабариту та обсяг середнього куска визначають на основі проведення натурних спостережень, прямого рахунку та вимірювань негабаритних кусків у попередні періоди роботи кар’єру. Отримані дані обробляють за допомогою апарата математичної статистики.

За відсутності статистичних даних обсяг середнього негабаритного куска визначають за допомогою емпіричної залежності:

 

,                   (Т.41)

 

де 0,17...0,19 – емпіричні коефіцієнти, що залежать від форми кусків; l_max - максимальний розмір негабаритного куска, м.

 

Різні типи накладних кумулятивних зарядів (ЗКН) виробляються серійно на відповідних підприємствах. Вибір конкретного типу кумулятивного заряду безпосередньо у кар’єрі здійснюється з урахуванням середньої товщини негабаритного куска з виразу:

 

                       ,                                       (Т.42)

 

де 1,4 - коефіцієнт, що враховує варіацію розмірів негабаритних кусків від середнього значення.

У відповідності до вибраного типу заряду визначається необхідна їхня кількість на рік роботи кар'єру:

                          ,                               (Т.43)

де 1,25 - коефіцієнт, що враховує дроблення великих кусків декількома накладними зарядами і їхньою втратою на бій.

Для більш вірогідного визначення витрат на придбання кумулятивних зарядів на основі статистичних даних будують гістограму розподілу розмірів кусків і вибирають типи ЗКН для кожного варіативного інтервалу.

 

Застосування кумулятивних зарядів для руйнування негабариту дозволяє зменшити розлітання осколків і силу ударної повітряної хвилі в порівнянні з методом шпурових зарядів та накладних з розсипної чи патронованої ВР, що забезпечує зменшення параметрів небезпечної зони.

 

Характеристику накладних кумулятивних зарядів наведено в табл. Т.3

Таблиця Т.3

Техніко-економічні дані накладних кумулятивних зарядів, застосовуваних для руйнування негабариту на кар'єрах

Умовна позначка	Гранична товщина куска, що дробиться, м	Маса, г
ЗКН - 180	0,55	180
ЗКН - 260	0,75	260
ЗКН - 500	1,00	500
ЗКН - 1000	1,20	1000
ЗКН - 2000	1,60	2000
ЗКН - 4000	2,00	4000

 

                                                                                                           

 

2.5. Режим роботи буро-підривного комплексу

 

 

Правильний вибір кількості бурового устаткування визначає ритмічну роботу кар’єру, а також продуктивну роботу самих бурових верстатів, тому що остання залежить не тільки від властивостей гірських порід, але багато в чому від правильної організації робіт у часі. Існує кілька варіантів організації робіт на буровій ділянці.

Один з них – за безупинним робочим тижнем, за трьома восьмигодинними змінами в добу, що означає щоденну роботу бурових верстатів, включаючи суботу і неділю, а бурових бригад – за графіком. У цьому випадку кількість бурових верстатів, необхідна для забезпечення річної продуктивності кар'єру за скельними породами, мінімальна, що забезпечує мінімальні капітальні витрати на їхнє придбання і мінімальний розмір амортизаційних відрахувань на собівартість. У той же час, такий графік роботи приводить до мінімального резерву бурового парку, ставить у тверду залежність підготовку блоків до вибуху від аварійності бурових верстатів, крім того, їхня продуктивність у нічну зміну незмінно знижується.

Робота з перериваним робочим тижнем, у 2 восьмигодинні зміни в добу дозволяє організувати ремонтні роботи у вихідні дні, виконати їх без поспіху і якісно, що знижує аварійність верстатів у роботі. Така організація приводить не тільки до більш високої змінної продуктивності робіт, але й до більш високих капітальним витрат і відповідно амортизаційних відрахувань.

 

 

⇐ Предыдущая12345Следующая ⇒

Поделиться: