Расчёт параметров скваженных зарядов.

В соответствии со свойствами пород и обводненностью скважин выбираем тип ВВ — Граммонит 79/21.

1. Определяю линию сопротивления по подошве:

W = * К_В* d_C* = * 1,1*0,305* = 9,6 м;  (4.1) 

где W – линия сопротивления по подошве, м; К_В – коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве; d_C – диаметр скважины, м; Δ – плотность заряжания ВВ в скважине, кг/м³; К_ВВ – переводной коэффициент от Аммонита №6 ЖВ к принятому ВВ; 𝜸 – плотность породы, кг/м³.

2. Нахожу величину ЛСПП с учётом требований безопасного ведения буровых работ у бровки уступа:

W_Б = δ_П + h* (ctgα + ctgβ) = 3,5 + 15*(0,3639 + 0,2679) = 4,9 м;         (4.2)

где W_Б – значение ЛСПП по возможности безопасного обуривания уступа, м; δ_П – ширина возможной призмы обрушения, м.

Проверяю соответствие расчётной ЛСПП требованиям ведения буровых работ:

                                               W ≥ W_Б                                                 (4.3)

9,6 ≥ 4,9

3. Определяю расстояние между скважинами в ряду (а) и между рядами скважин (b):

Выбираем шахматную сетку скважин.

а = m*W = 1,05 * 6,8 = 7,14 м;                                                                  (4.4)

b ≈ а = 7,14 м

4. Определяю массу заряда в скважине:

а) для скважин первого ряда:

Q^’_З = q * W * a * h = 0,646*6,8*7,14*15 = 470 кг;                                    (4.5)  

б) для скважин следующих рядов:

Q^’’_З = q * b * a * h = 0,646*7,14*7,14*15 = 494 кг;                                   (4.6)

где Q^’_З, Q^’’_З – масса заряда ВВ в скважинах первого и последующего рядов соответственно, кг; q – удельный расход ВВ (табл. 4.14), кг/м³.

Выбираем конструкцию заряда. Принимаем рассредоточенный воздушным промежутком колонковый  заряд.

Рассчитываем длину забойки. Качественная забойка позволяет существенно улучшить качество взрываемых пород. Уменьшение величины забойки опасно преждевременным выбросом продуктов взрыва и снижением эффективности взрывных работ. Однако чрезмерное опускание забойки резко ухудшает качество взорванных пород, особенно крупноблочного строения.

l_З = (20…35)*d_c = 7,0 м;                                                                             (4.7)

l_ПР =  (8…12)*d_c = 2,6 м;                                                                            (4.8)  

5. Нахожу длину заряда:

l_ВВ = L_C – l_З – l_ПР = 18,6 – 7,0 – 2,6= 9,0 м;                                                (4.9)   

где l_ВВ – длина заряда ВВ, м; l_З – длина забойки, м; l_ПР – длина промежутка, м.  

6. Определяю массу заряда по условиям вместимости в скважину:

Q_ЗВ = 7,85* d_c²*Δ* l_ВВ = 7,85*3,05²*825*9 = 542 кг;                                  

где Q_ЗВ – масса заряда по условиям размещения его в скважине, кг; d_c – диаметр скважины, дм.

Проверяю условие:

                                        Q^’_З,(Q^’’_З) ≤ Q_ЗВ                                            (4.10)

494 ≤ 542

Выбираем тип промежуточного инициатора (шашки-детонатора). Исходя из рекомендаций, выбираем шашки-детонаторы с большой инициирующей способностью Т – 400Г, предназначенную для инициирования как обводненных, так и сухих скважинных зарядов.

7. Вычисляю объём блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой:

V_БЛ = Q_{СМ П} * n_СМ*n_Д = 2553,7*3*12 = 91932,5 м³;                             (4.11)  

где V_БЛ – объём взорванного блока, м³; Q_{СМ П} – сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м³; n_СМ – количество рабочих смен экскаватора за сутки, ед.; n_Д – норматив обеспеченности экскаватора взорванной горной массой, сут.

8. Определяю длину блока:    

 = 290 м;            (4.12)

где L_БЛ – длина блока, м; n_P – число взрываемых рядов скважин, ед.

9. Нахожу число скважин, взрываемых в одном ряду:

n_СКВ =  + 1 =  + 1 = 42;                                                            (4.13)

10.  Вычисляю общий расход ВВ на блок:

Q_{В Б} = [Q^’_З + Q^’’_З * (n_Р - 1)]*n_СКВ = [470 + 494 * (3 - 1)]*42 = 61236 кг; (4.14)

11.  Рассчитываю выход горной массы с 1м скважины:

φ =  =  = 60,7 м³;                  (4.15)

12.  Нахожу интервал замедления:

t = 1,25*К_З*W = 1,25*3,5*6,8 = 29,75 мс;                                                 (4.16)

где К_З – коэффициент, зависящий от взрываемости пород.

Подбираю ближайшее стандартное пиротехническое реле РП-8 t = 35 мс.

13.  Рассчитываю ширину развала взорванной горной массы:

В = (1,5…2,5)*h + b*(n_P - 1) = 2*15 + 7,14*2 = 34,28 м;                           (4.17)

14.  Определяю высоту развала:

h_Р = (1,0…1,2)*h = 1,1*15 = 16,5 м;                                                           (4.18)

15.  Нахожу инвентарный парк буровых станков:

N_{Б С} =  = =  = 2,58 ≈ 3 машины

Принимаю N_{Б С} = 3 ед.

где А_ГМ – годовая производительность по горной массе, т; П_{Б Г} – годовая производительность бурового станка, м.

Выбираем схему коммутации скважинных зарядов с учётом числа взрываемых рядов скважин и требованиям к параметрам развала. Принимаем продольную схему коммутации.

Рис. 2 Схема расположения скважин на уступе

Рис. 3. Схема монтажа взрывной сети.