ОТКРЫТАЯ РАЗРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ

ГП – це комплексна галузь права, яка являє собою сукупність норм, які регулюють відносини за участю підп-в, установ, орг-цій, підпр-ців у ході здійснення своєї госп-ї діяльності. Господарські відносини у сфері економіки України становлять предмет госп права. Зміст предмета ГП, визначається 2-ма основними поняттями:”народне господарство” і “господарська діяльність”. До народного господарства належать усі розташовані на території України підприємства, установи, організації. Господарська діяльність як предмет госп. Права за ЗУ “Про зовн екон діяльність” – будь-яка діял-ть, у т.ч. підпр-ка, пов*язана з вир-вом і обміном матеріальних та нематеріальних благ, що виступають у формі товару; за ЗУ “Про оподаткування прибутку підп-в” – будь-яка діяльність особи,направлена на отримання доходу в грошовій, матеріальній або нематеріальній формах, у разі коли безпосередня участь такої особи в організації такої діяльності є регулярною, постійною тасуттєвою; за ЗУ “Про ліцензування певних видів госп-ї діяльності” – будь-яка діяльність, у тому числі підприємницька, юридичних осіб, а також фізичних осіб – суб’єктів підприємницької діяльності, пов’язана з виробництвом (виготовленням) продукції, торгівлею, наданням послуг, виконанням робіт;за ГК- це діяльність суб’єктів господарювання у сфері суспільного виробництва, спрямована на виготовлення та реалізацію продукції, виконання робіт чи надання послуг вартісного характеру, що мають цінову визначеність.

Предметом правового регулювання Господарського права єгосподарські відносини.

В основу виділення господарських відносин покладено суб’єктний критерій. Відповідно до ст. 1 ГКУ ним регулюються господарські відносини, що виникають у процесі організації та здійснення господарської діяльності між суб’єктами господарювання, а також між цими суб’єктами та іншими учасниками відносин у сфері господарювання.

КАPАГАНДИНСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

Т.Д. МАЛЬЧЕНКО, Н.А.НЕМОВА

МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ

К КУРСОВОМУ ПРОЕКТУ ПО ДИСЦИПЛИНЕ

ОТКРЫТАЯ РАЗРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ

ИСКОПАЕМЫХ»

для специальности 050707 – « Горное дело»

форма обучения – очная, заочная

.

УДК 621.74.004.12

Мальченко Т.Д., Немова Н.А.Методические указания к курсовому проекту по дисциплине «Открытая разработка месторождений полезных ископаемых». Караганда: КарГТУ, 2005. 38 с.

Методические указания составлены в соответствии с требованиями учебного плана и включают все необходимые сведения по выполнению курсового проекта

Рецензент – член Редакционно-издательского совета КарГТУ Исабек Т.К. профессор кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых»

Утверждено Редакционно – издательским советом университета

© Карагандинский государственный технический университет, 200

Введение

Курсовая работа является завершающей стадией подготовки по дисциплине “ Открытая разработка месторождений полезных ископаемых ”, выполняется по исходным данным, выданным руководителем или по данным производственной практики.

Цель курсовой работы.

Целью курсовой работы является закрепление теоретических знаний на основе изучения основ горного дела по открытым горным работам. Играет значительную роль в развитии навыков самостоятельной творческой работы, способствует закреплению и обогащению знаний, полученных за время обучения, и позволяет подготовиться к выполнению горной части дипломного проекта.

Задачи курсовой работы

1.Студент должен уметь рассчитать параметры карьеров.

2.По исходным данным и расчетам, уметь выбрать и эффективно применить схемы вскрытия и системы разработки.

3.Уметь рассчитать показатели процессов– БВР, выемки и погрузки, доставки полезного ископаемого и отвалообразования.

4. Методически взаимоувязать процессы в один технологический цикл.

Исходные данные к курсовой работе:

В таблице А1 приложения А.

ОСНОВНЫЕ РАЗДЕЛЫ

ВВЕДЕНИЕ

Сущность ОГР и основные понятия. Указать цель ОГР. Какими способами и какое оборудование при этих способах применяют на ОГР. Особенности и недостатки ОГР. О состоянии ОГР в РК, СНГ, и за рубежом. Анализ исходных данных – классификация залежи и вмещающих пород по крепости, углу падения, мощности и т.п.

1. РАСЧЕТ ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ КАРЬЕРА

Главными параметрами карьера являются конечная глубина карьера, размеры по подошве, углы откосов бортов, и размеры на уровне дневной поверхности, средний геологический и средний промышленный коэффициенты вскрыши. На основании, которых рассчитываются объем горной массы, запасы полезного ископаемого, объем вскрыши.

1.1 Расчет конечной глубины карьера

Для расчета конечной глубины карьера применяют методы графический, графоаналитический, метод вариантов, аналитический. Аналитический метод, как комплексный метод, наиболее применим для расчета конечной глубины карьера, хотя он не учитывает всех горногеологических, топографических и других особенностей месторождения.

Конечная глубина карьера рассчитывается по формуле:

, м, (1.1)

где: k_гр- граничный коэффициент вскрыши, т/м³.

Периметр дна карьера:

Р=(L_д+В_д)2, м.

Площадь дна карьера:

S= L_д В_д,м².

1.2 Расчет объема горной массы

Объем горной массы(м³) в контурах карьера, характеризующий масштаб горных работ, определяется по формуле В.В.Ржевского. Методическим подходом является разделение тела карьера на правильные фигуры (призма, пирамида и т.д.).

, м³, (1.2)

где: S-площадь подошвы, м²;

Н_к – конечная глубина карьера, м;

Р – периметр подошвы карьера, м;

β_ср – средний угол откоса борта, град.

1.3 Определение объема вскрыши в конечных контурах карьера

Объем вскрыши в конечных контурах карьера определяется по формуле:

, м³, (1.3)

где: V_п- объем запасов полезного ископаемого, м³.

1.4 Определение объема полезного ископаемого

При разработке наклонных и крутых залежей значительной мощности объем извлекаемого полезного ископаемого в конечных контурах карьера зависит от положения дна карьера относительно боков залежи, что в конечном счете оказывает влияние на ТЭП открытой разработки. Так при известной длине дна карьера объем запасов полезного ископаемого при разработке наклонных и крутых залежей определяется по формуле:

м³, (1.4)

При разработке горизонтальной и пологой залежи определяется по формуле:

м³, (1.5)

где: m_г- мощность залежи ,м;

Н_к- конечная глубина карьера, м;

В_д- ширина дна карьера, м;

В_д=30-40 м (принимается из расчета расположения технологического оборудования);

β_н- угол откоса нерабочего борта карьера, град.;

L_д- длина дна карьера, м;

S- площадь подошвы карьера, м²;

β_к- угол откоса рабочего борта, град.

Максимально возможный угол откоса борта карьера по фактору безопасности зависит в основном от физико-технических характеристик и степени однородности пород, слагающих борт, направления плоскостей напластования относительно борта, глубины карьера и формы борта в плане. С увеличением глубины устойчивость борта карьера изменяется. Угол откоса борта, определенный расчетным является ориентировочным и уточняется в процессе ведения горных работ (таблица1).

1.5 Запасы полезного ископаемого

Средний промышленный коэффициент вскрыши равен отношению объема вскрыши в конечных контурах карьера к промышленным запасам полезного ископаемого, т.е.:

Таблица 1.1 Угол откоса борта

Продолжение таблицы 1.1

, м³/т, (1.6)

где: З_п- промышленные запасы полезного ископаемого, т

Балансовые запасы полезного ископаемого зависят от объема полезного ископаемого и его плотности, т.е.:

З_б=V_п.иρ_п.и, т, (1.7)

Где: ρ_и- плотность полезного ископаемого, т/м³.

Промышленные запасы полезного ископаемого определяются по формуле (с учетом потерь):

З_п=З_б(1-П)/(1-R), т, (1.8)

где: П,R- потери (4-6%)и засорение (разубоживание) (6-8%) полезного ископаемого, доли ед.

Годовая производственная мощность карьера по вскрыше и по полезному ископаемому:

А_год.в=V_в/Т;

А_{год.п.и.}=V_п.и./Т=2-4млн. т/год

Где Т-продолжительность работы карьера, лет (20-50 лет).

2. ВСКРЫТИЕ И ПОДГОТОВКА КАРЬЕРНОГО ПОЛЯ

Этапы вскрытия и горно-строительных работ при разработке горизонтальных и пологих месторождений включают проведение одной или двух внешних капитальных траншей, разрезной траншеи по вскрывающим породам и полезному ископаемому в зависимости от горногеологических условий. Для вскрытия горизонтальных и пологих месторождений обычно применяют капитальные траншеи – отдельные, групповые или общие. Число внешних траншей и их расположение обычно определяют с таким расчетом, чтобы сократить дальность транспортирования, рассредоточить грузопотоки по величине и направлению и обеспечить минимум V работ по строительству траншей.

2.1 Вскрытие горизонтальных месторождений

Горизонтальные месторождения вскрывают обычно внешними траншеями. Расположение траншей на обоих флангах карьера широко распространено в практике открытых работ. Оно применяется, как при сквозном, так и при тупиковом фронте работ.

При вскрытии двумя взаимосвязанными фланговыми траншеями создается сквозной фронт и поточное движение.

Вскрытие парными траншеями обычно применяется при большом числе экскаваторов на уступе и относительно небольшой длине карьера.

Вскрытие двумя самостоятельными фланговыми траншеями, создающими тупиковый фронт и возвратное движение, применяется в следующих случаях:

-при большой длине карьерного поля, когда для уменьшения дальности транспортирования его необходимо разделить на 2 крыла. Каждое крыло вскрывается самостоятельными траншеями, когда целесообразно рассредоточить грузопотоки вскрыши и полезного ископаемого по разным направлениям, когда траншеи находятся в эксплуатации попеременно.

Отдельные внешние траншеи применяют для вскрытия неглубоких горизонтальных и пологих залежей.

Групповые внешние траншеи применяют для вскрытия глубоких горизонтальных и пологих месторождений большой мощности, которые разрабатывают значительным числом уступов.

Общие внешние траншеи применяют для вскрытия пологих и наклонных месторождений, разрабатываемые небольшим числом уступов (2-3).

Вскрытие тупиковыми съездами применяют при разработке наклонных и крутых месторождений с большой глубиной залегания.

Вскрытие скользящими съездами применяется в следующих случаях:

-при разработке крутых месторождений, когда оба борта карьера являются рабочими; при разработке пологих месторождений большой мощности, когда породы нижнего вскрышного уступа переваливаются транспортируются в выработанное пространство; при разработке крутых и наклонных сближенных пластов.

Вскрытие спиральными съездами осуществляется при устойчивых бортах карьера, при значительной глубине залегания полезного ископаемого и большие промышленные запасы.

Вскрытие петлевыми съездами возможно при ж/д транспорте лишь на пологих устойчивых бортах в глубоких карьерах; при а/т транспорте заменяют тупиковые съезды.

Вскрытие на косогоре применяется, если карьеры, отрабатывающие месторождения, расположены на склоне гор.

В курсовой работе принимается упрощенная процедура выбора возможных вариантов схем вскрытия, основанная на анализе горнотехнических условий карьерного поля в соответствии с этой схемой возможные варианты вскрытия принимаются в соответствии со следующей структурной схемой:

Рисунок 2.1 Структурная схема выбора возможных вариантов схем вскрытия

Вариант 1 . схемы вскрытия при разработке наклонного пласта при ограниченной длине карьерного поля по простиранию и прямолинейном фронте работ

Ввиду незначительной длины картерного поля по простиранию применение железнодорожного транспорта заведомо невыгодно. Все, в том числе торцевые, борта картерного поля будут достаточно быстро изменять свое положение в пространстве, поэтому применение конвейерного транспорта также целесообразно. Следовательно, возможными видами транспорта являются автомобильный и специальные виды карьерного транспорта. В соответствии с этим к рассмотрению могут быть приняты следующие схемы вскрытия на момент освоения проектной мощности:

1.1 Двумя групповыми внешними фланговыми траншеями вскрываются верхние горизонты, вскрытие нижележащих горизонтов производится скользящими съездами.

1.2 Одной групповой фланговой траншеей вскрываются верхние горизонты, вскрытие нижележащих горизонтов производится скользящими съездами.

1.3 Все горизонты карьера вскрываются скользящими съездами – без внешних траншей.

Вариант 2 Схемы вскрытия при разработке наклонного пласта при значительной длине вытянутого по простиранию карьерного поля

При большой длине карьерного поля целесообразно применение железнодорожного транспорта. В то же время, при небольшой производительности карьера и скорости углубки менее 0,5h_у в год, торцы карьера почти стационарны, что дает возможность расположения в них конвейерных подъемников. Таким образом, возможные варианты схем вскрытия в данных условиях:

2.1 Двумя групповыми фланговыми стационарными наклонными железнодорожными траншеями внешнего заложения – для верхних горизонтов, и внутренними временными траншеями – для нижележащих горизонтов.

2.2 Двумя фланговыми крутыми внутренними стационарными общими конвейерными траншеями для перемещения вскрыши и полезного ископаемого, и скользящими съездами для доставки материалов и людей.

2.3 Двумя фланговыми полустационарными крутыми внутренними групповыми конвейерными траншеями – для перемещения одного из основных карьерных грузов, и системой внутренних временных траншей для перевозки оставшегося основного карьерного груза, материалов и людей.

2.4 Внутренними временными наклонными траншеями – автомобильными и железнодорожными, обеспечивающими перемещение всех карьерных грузов.

Вариант 3 Схемы вскрытия полого пласта при ограниченных размерах карьерного поля по простиранию

Как и для схем по варианту 1, применение железнодорожного транспорта нецелесообразно. В основном рекомендуется применение автомобильного транспорта. Возможно, применение конвейерного транспорта для перемещения всех или части основных карьерных грузов. Возможные варианты схем вскрытия:

3.1 Одной групповой центральной внешней стационарной траншеей.

3.2 Одной общей центральной внешней стационарной траншеей.

3.3. Двумя фланговыми внешними стационарными траншеями.

3.4 Внутренней стационарной траншеей.

Вариант 4 Схемы вскрытия пологого пласта при большой протяженности вытянутого по простиранию карьерного поля.

Целесообразно применение как железнодорожного, так и конвейерного транспорта. При этом возможно разбиение карьерных полей по простиранию на блоки, обслуживаемые отдельными крутыми внутренними траншеями. возможные схемы вскрытия:

4.1 Двумя фланговыми групповыми стационарными траншеями внешнего заложения.

4.2 Двумя фланговыми и одной центральной общей стационарной траншеей внешнего заложения.

4.3 Двумя фланговыми внешними наклонными и одной (или несколькими при разбиении на блоки) внутренней крутой траншеей.

4.4 Системой внутренних стационарных траншей.

Вариант 5 Схемы вскрытия наклонного рудного месторождения овальной формы

Для данных условий в общем случае наиболее рационально применение автомобильного транспорта, как на вскрыше, так и на добыче. При больших размерах карьерного поля и сравнительно небольшом угле падения - целесообразной может оказаться разработка верхних горизонтов с погрузкой в средства железнодорожного транспорта, а при разработке нижних горизонтов – применение комбинированного автомобильно-железнодорожного транспорта с оборудованием перегрузочных пунктов. Возможные схемы вскрытия.

5.1 Одной внешней стационарной групповой траншеей и скользящими съездами.

5.2 Скользящими съездами.

Вариант 6 Схемы вскрытия полого рудного месторождения овальной формы

Возможно применение всех видов основного карьерного транспорта, в том числе в варианте циклично-поточной технологии. Возможные схемы вскрытия:

6.1 Одной внешней стационарной общей траншеей.

6.2 Одной внешней стационарной групповой траншеей и скользящими съездами.

6.3 Внутренней стационарной общей траншеей.

6.4 Скользящими съездами.

3.СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ

Сплошная система разработки применяется при разработке горизонтальных месторождений.

Углубочная система разработки применяется при разработке наклонных и крутых месторождений.

Смешанная система разработки применяется при разработке месторождений со сложными топографическими и горно-геологическими условиями предложена акад. В.В.Ржевским

Таблица 3.1 – Система разработки

Продолжение таблицы 3.1

4. ПРОЦЕССЫ БВР

Различают следующие методы взрывных работ: метод скважинных зарядов, метод котловых зарядов, метод шпуровых зарядов, метод камерных зарядов, метод накладных зарядов.

Бурение взрывных скважин заключается в разрушении пород буровым инструментом и удалении образовавшегося бурового шлама на поверхность. Буримость горных пород зависит от способа бурения, конструкции бурового инструмента и других факторов, которые влияют на характер разрушения пород. Согласно классификации В.В. Ржевского горные породы по показателю буримости П_б делятся на 5 классов, на основании которых определяется тип бурового оборудования.

При П_б=1-6 применяется шнековое бурение;

При П_б=6-15 – шарошечное бурение;

При П_б=14-25 – пневмоударное бурение.

При шнековом бурении применяют станки типа СБР. Наибольшее применение нашли станки СБР-125, СБР-160.

СБР-125 целесообразно применять при П_б≤4;

СБР-160 – при П_б≤6.

При шарошечном бурении применяют станки типа СБШ. Наибольшее применение нашли станки 2СБШ-200Н, СБШ-250МН, СБШ-320.

2СБШ-200Н целесообразно применять при П_б=6-12;

СБШ-250МН – при П_б=10-15;

СБШ-320 – при П_б=12-18.

При пневмоударном бурении применяют станки типа СБУ. Наибольшее применение нашли станки шарошечного бурения.

Таблица 4.1 - Техническая характеристика станков.

По технической характеристике буровых станков принимается диаметр скважин.

Большое влияние на результаты взрыва оказывает величина W – линия сопротивления по подошве уступа, которая зависит от диаметра скважин, высоты уступа и угла наклона его откоса, мощности ВВ, плотности заряжания.

Большое влияние на результаты взрыва оказывает величина W- линия сопротивления по подошве уступа, которая зависит от диаметра скважин, высоты уступа и угла наклона его откоса, мощности взрывчатого вещества, плотности заряжения.

4.1 Определение предельного значения наименьшего сопротивления

Предельное значение наименьшего сопротивления по подошве уступа (м) W, удовлетворяет условию безопасного бурения по формуле:

_пр ≥h_y ctg + l_д, (4.1)

где h_y – высота уступа, м;

- угол откоса уступа, град;

l_д – минимально допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа, м (по ТБ принимается равным 3 м).

Практика показывает, что для легко взрываемых W_min = ( 40…45)d_с;

для пород средней взрываемости W_min = (35...40)d_с,

для трудновзрываемых W_min =(25…38)d_с (d_c – диаметр скважины).

Значение W_пр сравнить с W_min, должно выполятся условие W_пр³W_min

Значение a_y выбирают таким образом, чтобы равномерно распределить ВВ в массиве. Они зависят от взрываемости пород, диаметра скважин, требуемой кусковатости, высоты уступа, схемы взрывания. Их подбор осуществляется с учётом величины m – называемой коэффициентом сближения скважин

4.2 Определение сетки скважин

расстояние между скважинами в ряду определяется по формуле:

а = mW_min, (4.2)

где: m=1,1…1,4 для легковзрываемых пород;

m=1…1.1 для средневзрываемых пород;

m=0.78... 1 для трудновзрываемых пород.

Расстояние между рядами скважин определяется по формуле:

Для шахматного расположения скважин:

в=0,85*а (4.3)

Для квадратного расположения скважин:

в=а (4.4)

Легковзрываемые породы имеют показатель взрывания П_в=1-8.

Средневзрываемые – П_в=9-17.

Трудновзрываемые породы – П_в=18-25.

4.3 Конструкция скважинного заряда

Конструкция скважинного заряда оказывает существенное влияние на результаты взрывного дробления. Наиболее простым является сплошной заряд. Заряд ВВ располагается в нижней части скважины и занимает примерно 65-75% ее длины. В нижней части скважинного заряда помещают боевик. Для предотвращения выброса ВВ из скважины в момент взрыва боевика, а также в целях предотвращения преждевременного истечения взрывных газов, верхняя часть скважины заполняется - забойкой. Длину забойки рекомендуется принимать в диапазоне 20-35 диаметров скважины.

забойка (20…30)d_скв

Н_у

L_cкв Заряд ВВ (65…75)L_скв

W l_пп

Рис. 4.1 Схема расположения заряда ВВ

4.4 Расчет паспорта БВР

1. Выбирается способ бурения, обосновывается тип типоразмер станка, диаметр скважины, согласно рекомендаций.

2. Принимается вид применяемого ВВ:

- по возможности применять ВВ с низким содержанием тротила;

- при взрывании легковзрываемых пород применять ВВ пониженной работоспособности (игданит, гранулит АС- 8);

-при взрывании практически монолитных крепкий пород применять высокобризантные ВВ (гранулотол, аммонит, аммонал);

-при взрывании обводненных скважин применять водонаполненные ВВ (акватол) таблица 4.2

Таблица 4.2 – Условия применения ВВ

3. Определение проектного расхода ВВ по формуле:

q_п=q_эК_ввК_дК_тК_сзК_спК_v, г/м³ (4.5)

где: q_э – эталонный расход эталонного ВВ определяется по категории трудности взрывания;

1 легко взрываемые П_в=1-5; q_э до 20г/м³;

2 средневзрываемые П_в=6-10; q_э=20,1-40 г/м³;

3 трудновзрываемые П_в11-15; q_э=40,1-60 г/м³;

4 весьма трудновзрываемые П_в=16-20; q_э=60,1-80 г/м³;

5 исключительно трудновзрываемые П_в=21-25; q_э=81-100 г/м³;

К_вв –коэффициент перерасчета эталонного ВВ к расходу реального ВВ;

К_вв=1,1;

К_д – коэффициент дробления;

К_т – коэффициент трещиноватости;

К_т=1,05-1,1;

К_сз – коэффициент сосредоточения скважинного заряда;

К_v – коэффициент, учитывающий высоту уступа.

К_v=1,1 – игданит, гранулит АС-8;

К_v=1,0 – зерногранулит, аммонит, акватол;

К_v=0,9 – гранулотол, алюмотол.

К_д=1/2d_cp, (4.6)

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

м (4.7)

где: Е емкость ковша, м³;

при l_cp≤1 м;К_т =1,2l_cp+0.2, м;

при l_cp≥1 м; К_т=1,4.

Таблица 4.3 – Средний размер куска

Таблица 4.4 - коэффициент сосредоточения скважинного заряда

К_сп=4,5-5.

Коэффициент К_v определяется по формуле:

При Н_у≥15 м, , (4.8)

При Н_у≤15 м, , (4.9)

Н_у- высота уступа, м. (Принимается по максимальной высоте черпания экскаватора, м)

4. Объем породы, взрываемой одной скважиной, определяется по формуле:

для скважин первого ряда:

V₁=W_праН_у, м³, (4.10)

Для скважин последующих рядов:

V_п=abH_у, м³, (4.11)

5. Вес скважинных зарядов определяется по формуле:

для скважины первого ряда:

Q_3.1=q_пV₁, кг, (4.12)

Для скважины последующих рядов:

Q_3.п=q_пV_п, кг, (4.13)

6. Вместимость 1.п.м. скважины определяется по формуле:

Р=7,85d_c²∆, кг, (4.14)

Где: ∆ - плотность заряжания, кг/дм³;

Таблица 4.5 – Плотность заряжания

d_c - диаметр скважины, дм.

Следовательно, для зарядов первого ряда скважин длина, занимаемая зарядом:

(4.19)

для зарядов последующих рядов

(4.20)

Общая длина скважины определяется по формуле:

(4.20)

β – угол откоса уступа, град (принимается в соответствии крепостью с вмещающих пород и полезного ископаемого).

Условие возможности размещения заряда весом Q в скважине можно выразить неравенством:

L_вв≤L_скв-l_заб-l_пром, (4.21)

Если условие не выполняется то:

- использовать схемы с диагональным расположением очереди замедления;

- применить наклонные скважины;

- сдвоенные скважины;

- увеличить длину перебура, уменьшить длину забойки.

7. Радиусы опасных зон:

Радиус опасной зоны по воздействию на человека воздушной ударной волны взрыва:

, м (4.22)

где: К_в – коэффициент, учитывающий расположение зарядов относительно открытых поверхностей, К_в=10-15;

Q₃₀ – общая масса одновременно взрываемых зарядов ВВ.

Радиус воздействия воздушной ударной волны на сооружение при полном отсутствии повреждений остекленения:

,м (4.23)

Радиус воздействия воздушной ударной волны при полном отсутствии повреждений зданий и сооружений:

,М (4.24)

4.5 Сменная производительность бурового станка определяется по формуле:

,м/смену, (4.25)

где: Т_см- продолжительность смены, ч (8ч);

Т_о, Т_в – соответственно продолжительность выполнения основных и вспомогательных операций приходящаяся на 1м скважины, ч;

k_и.б.- коэффициент использования сменного времени:

, (4.26)

где: Т_п.з., Т_р, Т_в.п.- соответственно продолжительность подготовительно-заключительных операций, регламентированных перерывов и внеплановых простоев в течении смены, ч:

, (4.27)

, (4.28)

где: V_б- техническая скорость бурения, м/ч в соответствии с таблицей 4.6.

Таблица 4.6 - Продолжительность вспомогательных операций

Величина Т_в.п. находится в пределах 1-1,5 ч

Таблица 4.7 Техническая скорость бурения

Продолжение таблицы 4.7

4.6 Годовая производительность станка определяется по формуле:

, (4.29)

где: n_см- число рабочих смен в сутки, n_см=2;

N=число рабочих дней станка в году, N=280-290.

4.7 Выход взорванной горной массы с1м скважины определяется по формуле:

, (4.30)

где: n_р- число рядов скважин;

L_с- длина скважины, м;

, (4.31)

Здесь, диаметр скважины в метрах.

4.8 Рабочий парк буровых станков определяется по формуле:

для вскрышных работ:

, шт, (4.32)

для добычных работ:

, шт, (4.33)

где: А_{год в.п.}- годовой объем вскрыши, м³/год;

А_{год п.и.}– годовой объем полезного ископаемого, м³/год.

4.9 При 20%- ном резерве инвентарный парк составит:

для вскрышных работ:

, (4.34)

для добычных работ:

(4.35)

5. ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ

Выемочно-погрузочные работы заключаются в выемке горной массы из забоя и погрузке ее в средства транспорта или перемещении в отвал. В качестве выемочно-погрузочного оборудования на карьерах применяют: одноковшовые экскаваторы, погрузчики, колесные скреперы, бульдозеры и т.д. Выбор типа выемочно-погрузочного оборудования зависит от горной массы и полезного ископаемого. Согласно объемам вскрыши и полезного ископаемого выбирается соответствующее оборудование, так чтобы на вскрыше работал экскаватор с большей производительностью, чем на добыче полезного ископаемого и рассчитать соответственно производительность (часовую, сменную, годовую) для вскрышных и добычных работ.

5.1 Часовая техническая производительность экскаватора определяется по формуле:

, (5.1)

где: Е- емкость ковша, м³;

k_э- коэффициент экскавации;

k_з- коэффициент забоя, учитывающий влияние вспомогательных операций, k_з=0,85-0,9;

Т_ц.р.- продолжительность рабочего цикла экскаватора в данном забое.

Таблица 5.1 - Коэффициент экскавации

Таблица 5.2 – Продолжительность цикла работы экскаватора

5.2 Сменная производительность экскаватора определяется по формуле:

, (5.2)

где: Т_см – продолжительность смены, ч;

Т_см= 8ч;

k_и.э – коэффициент использования экскаватора во времени.

Таблица 5.3 - Коэффициент использования сменного времени

5.3 Годовая производительность экскаватора определяется по формуле:

, (5.3)

где N_д – число рабочих дней экскаватора в году; (270-295)

n_см.- число рабочих смен в сутки;

n_см. = 2-4.