Скорость бурения скважины диаметром 20 (мм) буровым станком СБШ-250МНА определяется по формуле:

υб = 2.5*Р0*nв*10-2/(Пб*dр2); (3.17)

где: υб – скорость бурения; пог.м/час

dр=0,250 – диаметр долота; м

Р0=300– усилие подачи штанги на забой; кН/забой

nв =2,5– частота вращения бурового става; с-1

υб =2.5*300*2,5*0.01/((0.250)2*8);

υб =37,5 (пог.м/час).

Определяем сменную производительность бурового станка:

Qсм=Кпр[Тсм-(Тп.з.+Тр)]/(to+tв); (3.18)

где: Кпр=0.8 – коэффициент, учитывающий внутренний простой станка;

Тсм=11 – количество часов в смену; ч

Тп.з.=0.5 – подготовительно-заключительные операции; ч

Тр=1 – время регламентированных перерывов; ч

tв=0.033-0,66 – вспомогательное удельное время бурения скважины (для шарошечных станков); (ч/м)

to – основное удельное время бурения скважины, находится по формуле:

to=1/ υб; (3.19)

to=1/37,5;

to=0.026 (ч/м).

Qсм=0.8[11-(0.5+1)]/(0.026+0.05);

Qсм=100 (пог.м/смена).

Годовая производительность бурового станка определяется по формуле

; м (3.20)

где: nсм =2– число рабочих смен в сутки; шт

N=263 – число рабочих дней станка в году; шт

(пог.м).

При производстве взрывных работ применяются следующие марки ВВ: граммониты – 79/21, ТК-15 и Т-5, эмулин, гранулотол, эмульсолит П-А-20, аммонит №6 ЖВ. В качестве промежуточных детонаторов используются шашки-детонаторы Т-400Г, а при применении СИНВ - С шашки-детонаторы ТГФ-850Э или ТГ-П850. Дробление негабаритов производится накладными зарядами из патронированного аммонита №6ЖВ с диаметром патронов 32; 60 мм и кумулятивными зарядами ЗКП-400.

В зависимости от горно-геологических условий, будут применятся порядные, диагональные и врубовые схемы взрывания, с интервалом замедления 20, 35, 45, 50, 60 мс (при взрывании с применением ДШ). Во внутрискважинных взрывных сетях будут применятся устройства инициирующие с замедлением скважинные СИНВ-С-500; 450; 400; 300. В поверхностных взрывных сетях будут применятся устройства инициирующие с замедлением поверхностные СИНВ-П-42; 67; 109.

С целью достижения необходимого качества дробления, применяются сплошная конструкции скважинных зарядов ВВ. С целью снижения объёмов применения гранулотола, планируется до 80÷85% обводнённых пород рыхлить патронированным эмульсионным ВВ - эмульсолитом П-А-20.

В зависимости от крепости, трещиноватости и прочих параметров все горные породы в карьере распределены на 6 категорий по взрываемости. Каждой категории по взрываемости соответствует определенная величина удельного расхода ВВ на рыхление 1 м3 горных пород, которая изменяется от 0,45 кг/м3 для второй категории до 0,80 кг/ м3 для шестой категории.

Определяем эталонный удельный расход взрывчатого вещества - qэ, (г/м3) по формуле:

qэ = 2*10-1(σсж+ σсдв+ σраст+ γ·g); (3.21)

где: σсж=130 – предел прочности горной породы на сжатие; МПа

σсдв=24 – предел прочности горной породы на сдвиг; МПа

σраст=12 – предел прочности горной породы на растяжение;

МПа

γ = 2,7 – плотность горной породы; т/м3

g = 9,8 – ускорение свободного падения; м/с2

qэ = 2*10-1(130 + 24 + 12 + 2,7*9,8);

qэ = 39( г/м3).

Определяем проектный удельный расход взрывчатого вещества - qп, (г/м3) по формуле:

qп = qэ * Квв * Кд * Ктр * Ксз * Ку * Коп, (3.22)

где: Квв =1,2– переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ (аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере;

Кд – коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:

Кд = 0,5/dср, (3.23)

где: dср – требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м

dср = (0, 1…0, 2)*, м (3.24)

где: Е=10 – емкость ковша экскаватора ЭКГ-10, м3

dср = 0,15*= 0,32 ( м).

Кд = 0,5/0,25 = 2.

Ктр - коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещеноватостью породы:

Ктр = 1,2*lср +0,2 (3.25)

где: lср – средний размер структурного блока в массиве, lср = 0,8 м (для среднетрещиноватых);

Ктр = 1,2*0,8 + 0,2 = 1,2

Ксз=1 - коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда в скважине;

Ку - коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:

Ку = , при Ну≤15 м (3.26)

где: Ну =10 – высота уступа; м

Ку ==1,15

Коп =3.75– коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем для 3 степеней свободы:

qп = 39*1,2*2*1,2*1*1,15*3,75 = 378 ( г/м3).

Определяем глубину скважины (Lс, м) по формуле:

Lс = Hу/sinβ + lп, (3.27)

где: β =90о– угол наклона скважины к горизонту;

lп – перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:

lп = (10-15)*dскв, м (3.28)

где: dскв – диаметр скважины, dскв = 0,250м;

lп = 15*0,250 = 3.75 (м).

Lс = 10/1 + 3.75 = 13.75 (м).

Определяем длину забойки по формуле:

lзаб = (20-35)*dскв, (м) (3.29)

lзаб = 27*0,250 =6,7 (м)

Определяем длину заряда по формуле:

lзар = Lc - lзаб, м (3.30)

lзар = 13.7 – 6,7 = 7 (м).

Определяем вместимость скважины по формуле

ρ = π*dcкв2*Δ/4; (3.31)

где: Δ – плотность заряжания ВВ в скважине: при ручном заряжании

Δ = 900…1000 кг/м3;

ρ = 3,14*0,2502*1000/4 = 49 (кг/м).

Определяем линию наименьшего сопротивления по подошве уступа – W, для этого рассчитываем W1 и W2 из которых принимаем меньшее значение, которое должно соответствовать условию W3<Wmin:

(3.32)

где: m=1 – коэффициент сближения скважин;

W2=53*KT*dc* (3.33)

где: Кт =1 – коэффициент трещиноватости;

W2=53*1*0,250*= 7,7 (м).

Исходя из условий обеспечения безопасного обуривания уступа (только при вертикальных скважинах), величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле:

W3≥Hу*сtgα+C; (3.34)

где: С=3 – берма безопасности; м

W3≥10* сtg80 +3=4,8 (м).

Итак, принимаем значение Wmin=W2, так как W2<W1. Если же сравнить W2 и W3, то W2>W3: следовательно выполняется условие Wmin>W3, следовательно Wспп=7,7 (м).

Определяем расстояние между рядами скважин – b по формуле:

b=0.85*a; (3.35)

где: a – расстояние между скважинами; м

a=m*Wспп; (3.36)

a=1*7,7;