CC BY
10
УДК 622.273; 539.3 DOI 10.46689/2218-5194-2021-4-1-389-399
АНАЛИЗ КОНТРОЛИРУЕМОГО ВЫПУСКА УГЛЯ ПРИ ОТРАБОТКЕ МОЩНЫХ ПОЛОГИХ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ ТЕХНОЛОГИЕЙ С САМООБРУШЕНИЕМ
С.В. Клишин
Методом дискретных элементов в трехмерной постановке выполнен численный анализ площадного выпуска угля при подземной разработке мощных пологих угольных пластов технологией с самообрушением. Приведены кинематические картины течения горной массы в зависимости от количества и расположения выпускных отверстий, определены зоны их взаимного влияния. Продемонстрировано изменение показателей извлечения угля в зависимости от количества выпускных отверстий и расстояния между ними.
Ключевые слова: подземная добыча угля, мощный угольный пласт, выпуск, самообрушение, горная масса, сыпучий материал, численное моделирование, метод дискретных элементов.
Введение
Технологии подземной разработки мощных пологих угольных пластов постоянно совершенствуются, позволяя автоматизировать процесс добычи и значительно увеличивать объем добываемого угля. Разнообразие условий залегания, эксплуатационные, технические, экономические проблемы, а также вопросы безопасности вызывают необходимость создания и применения различных технологий, среди которых выделяются следующие основные направления [1-7].
Система разработки с выемкой пласта на полную мощность. Преимуществом такого способа является высокая эффективность и производительность. К основным недостаткам следует отнести сложность совмещения подготовительных и очистных работ в одном выемочном поле, большие затраты на поддержание подготовительных выработок и использование большого количества сложного дорогостоящего оборудования, а также увеличение потерь угля с увеличением мощности пласта.
боевые системы отработки применяются в случае, когда выемка пласта на всю мощность технически трудно осуществима или экономически невыгодна. Здесь мощный пласт разделяется на отдельные слои, которые разрабатываются одной из систем, применяемых для пластов средней мощности в аналогичных горнотехнических условиях. При этом требуются меньшие капитальные вложения в оборудование, причем технология добычи из пластов средней мощности относительно хорошо развита. Однако системы разработки с разделением пласта на слои конструктивно более сложны, а выемка слоев во многом зависит от устойчивости их кровли. Также здесь увеличиваются потери угля и повышается его пожароопасность.
Технологические схемы с выпуском самообрушаемого угля являются одними из наиболее перспективных направлений в технологии отработки мощных пологих угольных пластов. Эффективность применения такой технологии обеспечивается значительным сокращением объемов подготовительных работ, капитальных и эксплуатационных затрат, снижением опасности самовозгорания угля, а также возможностью разработки пластов в сложных условиях и извлечением запасов из оставленных ранее охранных целиков. На сегодняшний день технология с выпуском является основным способом разработки мощных угольных пластов в Китае. Здесь разработаны и успешно применяются поддерживающе-оградительные механизированные крепи типа ТЕ с активным управляемым ограждением и завальным конвейером, позволяющие осуществлять выпуск угля до 7,5 м высоты над крепью; коэффициент извлечения угля при их использовании может составлять до 90 %.
В результате исследований, проведенных в Институте горного дела им. Н.А. Чинакала Сибирского отделения РАН и Институте угля Федерального исследовательского центра угля и углехимии Сибирского отделения РАН, предложены способы управления процессом перемещения угля на забойный лавный конвейер за счет его принудительно-управляемого выпуска регулируемым по производительности устройством - питателем, а также конструкция механизированной крепи, позволяющая реализовать данный способ. Регулируемый дозированный выпуск горной массы позволяет создать общий поток над механизированным комплексом, что обеспечивает полноту выемки угля и снижение его разубоживания. Кроме того, это позволяет управлять загрузкой лавного конвейера и не использовать дополнительный конвейер в завальной части лавы [8, 9].
В работе [10] представлена трехмерная модель гравитационного движения горной массы, учитывающая основные технологические этапы выпуска угля через секцию механизированной крепи: поворот заслона на заданный угол; выпуск полезного ископаемого на питатель секции; движение питателя по заданному закону. Были продемонстрированы силовые нагрузки и производительность секции крепи. Также здесь был рассмотрен ряд конструкций устройств выпуска и показано, что пиковые нагрузки на конструктивные элементы секции крепи, а также производительность секций могут отличаться более чем в два раза в зависимости от конструкции питателей.
Данные исследования получили продолжение в работе [11], где представлена дискретно-элементная модель площадного выпуска угля под обрушенными налегающими породами с учетом несферической формы частиц, составляющих горную массу. Продемонстрировано возникновение зон потока в геосреде.
Настоящая работа посвящена дальнейшему исследованию процесса выпуска угля под обрушенными породами. При применении данной техно-
логии выпуск осуществляется из секций механизированных крепей, расположенных по всей площади в основании очистного блока. Одним из преимуществ такого способа выпуска является возможность регулирования (при правильном выборе режима) оседания контакта «отбитая руда - порода» и управления показателями качества и полноты извлечения запасов. Основными источниками потерь для данной системы являются потери в выработанном пространстве, оставленные в виде гребней вне зоны влияния выпускных отверстий, а также потери полезного ископаемого, перемешанного с обрушенными породами и оставленного в блоке после прекращения выпуска. Основными источниками разубоживания являются обрушенные пустые породы, смешивающиеся с полезным ископаемым при выпуске [12].
Численное моделирование площадного выпуска угля под обрушенными породами методом дискретных элементов в трехмерной постановке
Для решения поставленной задачи было разработано программное обеспечение, позволяющее численно моделировать в пространственном случае различные режимы гравитационного движения горной массы. Рассмотрим следующую трехмерную постановку задачи (рис. 1). В пространстве Охух задана область, длина которой вдоль оси Ох равна 30 м, а вдоль оси Оу - 0.5 м. Здесь ось Оу ориентирована перпендикулярно плоскости рисунка. Вектор силы тяжести g = (0, 0, -9,81) направлен вдоль оси Ох вертикально вниз. Горная масса представлена угольным пластом 1 мощностью Н1 = 5,5 м и обрушенной пустой породой 2 мощностью Н2 = 6,1 м. Верхняя граница свободна от напряжений.
Восемь секций механизированных крепей с выпуском на забойный лавный конвейер шириной 4=2 м каждая расположены вдоль нижней границы г = 0; расстояние, занятое секциями, ¡^ = 16 м. Расстояние от крайних секций до боковых границ составляет 7 м. Это исключает влияние границ на формирование зон потока над выпускными отверстиями. Ширина выпускных отверстий в секциях составляет 1 м. Горная масса представлена набором из 200 000 дискретных элементов общей массой частиц угля 65 000 кг, пустой породы - 130 000 кг. Для визуализации кинематических картин выпуска дискретные элементы раскрашены. В процессе выпуска частицы, координата центра тяжести которых удовлетворяет условию г<-0,3м, удаляются. Тем самым рассчитывается массовый расход угля и пустой породы - производительность системы с выпуском.
Физические параметры частиц угля и горной породы представлены в таблице. В исследовании используются дискретные элементы, составленные из трех сфер одинакового радиуса R, расположенные в одной плоскости, при этом расстояние D между центрами сфер принимается равным 4/3R.
"'....... ,'" ' '' ' ">..... *
. ■ ■ ,.;..■ -■:■■ ■ - ■ ■ .- .:■
а
Рис. 1. Схема численного эксперимента
Физические параметры дискретных элементов
Параметр Уголь Горная порода
Модуль упругости, МПа 5,4103 15103
Коэффициент Пуассона 0,16 0,21
Плотность, кг/м3 1 350 2 500
Здесь необходимо сделать следующее замечание. В рассматриваемой технологии выпуска горная масса движется через окна в секциях механизированных крепей, и ее поток управляется посредством включения или выключения питателей. Таким образом, регулируется объем угля, переданного на конвейер (производительность секции крепи). В представленной работе объем выпущенной горной массы регулируется посредством открытия и закрытия выпускных окон, что соответствует включению и выключению питателей. Отличие состоит в скорости прохождения угля и пустой породы через контрольную плоскость, которая может быть пересчитана в соответствующей системе.
Результаты расчетов
Деформированное состояние горной массы в фиксированные моменты времени в случае одного открытого выпускного отверстия приведено на рис. 2,а-в, где хорошо виден процесс формирования канала, вне которого материал практически неподвижен. Эффект формирования зоны потока над выпускным отверстием хорошо проявляется при рассмотрении угловых скоростей дискретных элементов. На рис. 2,г-е представлено распределение абсолютных величин векторов угловых скоростей частиц в фиксированные моменты времени: светлым цветом показаны частицы с малой скоростью вращения (около нуля), темным - порядка 10 град/с. Здесь хорошо виден
процесс последовательного образования эллипсоида выпуска и формирования зоны потока над выпускным окном.
а б в
д
е
1, • ш
\
ш
■Щг
¿-Л
•>: г
Рис. 2. Деформированное состояние среды (а-в) и распределение угловых скоростей (г-е) в частицах при выпуске из одного выпускного
отверстия
Полученные картины могут быть использованы в качестве тестовых для сравнения результатов при выпуске из двух и более отверстий, расположенных на различном расстоянии друг от друга. Это расстояние задается либо в метрах, либо в количестве закрытых выпускных окон.
а б в
Рис. 3. Деформированное состояние среды (а-в) и распределение угловых скоростей (г-е) в частицах при выпуске из двух выпускных
отверстий
На рис. 3 показаны деформированное состояние среды (рис. 3,а-в) и распределение угловых скоростей (рис. 3,г-е) в частицах при выпуске из двух выпускных отверстий, находящихся на расстоянии 13 м (шесть закры-
г
тых секций), 9 м (четыре закрытые секции) и 5 м (две закрытые секции) друг от друга.
Видно, что зоны потока над каждым открытым отверстием, находящимся на большом расстоянии друг от друга, индивидуальны и не взаимодействуют друг с другом.
Ситуация меняется, когда выпуск происходит из выпускных окон, находящихся на расстоянии одной секции друг от друга, - в горной массе формируется единый блок материала, который движется вниз как жесткое целое и обеспечивает полноту выпуска. Данный результат продемонстрирован на рис. 4, где показаны деформированное состояние среды и распределение угловых скоростей в частицах при одновременном выпуске под обрушенными породами из шести выпускных отверстий, расположенных в соседних секциях крепей (рис. 4,а, г); при выпуске из шести отверстий с двумя закрытыми секциями (рис. 4,б, д); при выпуске из шести отверстий с одной центральной закрытой секцией (рис. 4,в, е).
а б в
Рис. 4. Деформированное состояние среды (а-в) и распределение угловых скоростей (г-е) в частицах при выпуске из шести выпускных
отверстий
Для оценки производительности выпуска определим следующие параметры. Коэффициент разубоживания К представляется в виде отношения количества примешанной пустой породы Ж к общему количеству добытой массы М:
Ж
к = — ■ 100%,
а м
а коэффициент извлечения Кр - как количество добытого угля Ср к его общим запасам Сг :
С
К = -р ■ 100%.
р С
Графики изменения параметров К и Кр в процессе выпуска из двух и шести открытых выпускных окон представлены на рис. 5. Здесь для сравнения пунктирной линией продемонстрировано изменение представленных коэффициентов для одного открытого отверстия.
а б
Рис. 5. Изменение коэффициента разубоживания Ка и коэффициента извлечения Кр в процессе одновременного выпуска; пунктирная линия соответствует одному выпускному отверстию: а - одновременный выпуск из двух отверстий, расположенных на расстоянии 5 м (1); 9 м (2) и 13 м (3) соответственно; б - одновременный выпуск из шести открытых подряд отверстий (1); с одной закрытой центральной секцией (2); с двумя закрытыми секциями (3)
Массовый расход горной массы в случае одного, двух, четырех и шести открытых окон представлен на рис 6. Возрастание скорости выпуска на начальном этапе связано с разрыхлением горной массы над выпускными отверстиями. Затем процесс течения стабилизируется, а падение скорости выпуска вызвано разубоживанием (рис. 5).
а
б
в г
Рис. 6. Массовый расход в процессе одновременного выпуска для одного, двух, четырех и шести открытых выпускных окон: а - одно открытое выпускное отверстие; б - два выпускных отверстия, расположенных на расстоянии 5 м (1), 9 м (2) и 13 м (3); в - четыре выпускных отверстия, расположенных на расстоянии 3 м (1)
и 1 м (2); г - шесть выпускных отверстий с одной центральной закрытой секцией (1), с двумя закрытыми секциями (2), расположенных на расстоянии 1 м друг от друга (3)(начало)
Рис. 6. Массовый расход в процессе одновременного выпуска для одного, двух, четырех и шести открытых выпускных окон:
а - одно открытое выпускное отверстие; б - два выпускных отверстия, расположенных на расстоянии 5 м (1), 9 м (2) и 13 м (3); в - четыре выпускных отверстия, расположенных на расстоянии 3 м (1)
и 1 м (2); г - шесть выпускных отверстий с одной центральной закрытой секцией (1), с двумя закрытыми секциями (2), расположенных
на расстоянии 1 м друг от друга (3)
Выводы
Представлена пространственная модель площадного выпуска угля под обрушенными налегающими породами через секции механизированных крепей при отработке мощных пологих угольных пластов с регулированием ширины потока на основе последовательного или одновременного открывания выпускных окон. Продемонстрировано возникновение зон потока, а также реализованы локализованные режимы деформирования горной массы в процессе выпуска.
Численные эксперименты показали, что одновременный управляемый выпуск угля, зависящий от количества выпускных окон и расстояния между ними, позволяет минимизировать потери угля и его разубоживание. Разработанный способ моделирования процесса выпуска горной массы может быть реализован на действующих и проектируемых шахтах и рудниках.
Работа выполнена в рамках проекта НИР 121052500138-4.
Список литературы
1. Underground mining of thick coal seams / R. Kumar, A.K. Singh, A. K. Mishra, R. Singh // International Journal of Mining Science and Technology, 2015. Vol. 25. No. 6. Р. 885-896. DOI: 10.1016/j.ijmst.2015.09.003.
2. Автоматизация управления технологическими процессами при отработке мощных пластов с выпуском угля подкровельной толщи / С.А. Ки-зилов // Горная промышленность. 2017. № 6 (136). С. 76-79.
3. Ozfirat M.K., Simsir F., Gonen A. A brief comparison of Longwall Methods used at mining of thick coal seams // 19th International Mining Congress and Fair of Turkey, IMCET, 2005. Р. 141-144.
4. Key technologies and equipment for a fully mechanized top-coal caving operation with a large mining height at ultra-thick coal seams / J. Wang [and others] // International Journal of Coal Science & Technology. 2015. Vol. 2. No. 2. Р. 97-161. DOI: 10.1007/s40789-015-0071-4.
5. Active Prefracture Methods in Top Coal Caving Technologies for Thick and Gently Dipping Seams / V.I. Klishin, G.Yu. Opruk, L.D. Pavlova, V.N. Fryanov // Journal of Mining Science. 2020. Vol. 56. No. 3. Р. 395-403. DOI: 10.1134/S1062739120036689.
6. Ghose A.K. Underground methods of extraction of thick coal seams - a global survey // Mining Science and Technology. 1984. Vol. 2. No. 1. P. 17-32. DOI 10.1016/S0167-9031 (84)90171-3.
7. Wang J., Li Y. Thick seam coal mining and its ground control // Advances in coal mine ground control. Woodhead Publishing, 2017. P. 379-407. DOI 10.1016/B978-0-08-101225-3.00008-6.
8. Клишин В.И. Обоснование технологий разработки мощных пологих и крутых угольных пластов с выпуском угля // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). 2013. № 6. С.36-47.
9. Klishin V.I. Innovative technologies for thick coal seam mining on the basis of powered roof support with controlled coal discharge // IOP Conference Series: Earth and Environmental Science, 2019. 262(1). 012027. DOI: 10.1088/1755-1315/262/1/012027.
10. Klishin S.V., Klishin V.I., Opruk G.Y. Discrete element modeling of gravity flow of broken rocks in the technology of longwall top coal caving // IOP Conference Series: Earth and Environmental Science. - IOP Publishing, 2018. Vol. 206. No. 1. P. 012007. DOI 10.1088/1755-1315/206/1/012007.
11. Клишин С.В. Моделирование площадного выпуска сыпучих сред из камер методом дискретных элементов с учетом несферической формы частиц // Фундаментальные и прикладные вопросы горных наук. 2019. Т. 6. №. 2. С. 118-123.
12. Неверов С.А., Неверов А.А. Особенности системы разработки с подэтажным обрушением и частичным магазинированием отбитой руды // Горный журнал. 2011. №. 2. С. 29-32.
Клишин Сергей Владимирович, канд. техн. наук, вед. науч. сотр. лаборатории механики деформируемого твердого тела и сыпучих сред, sv. klishinagmail. com, Россия, Новосибирск, Институт горного дела им. Н.А. Чинакала
ANALYSIS OF CONTROLLED COAL DISCHARGE AT MINING OF THICK FLAT COAL SEAMS USING SELF-CAVING TECHNOLOGY
S. V. Klishin
By the Discrete Element Method in a three-dimensional formulation, a numerical analysis of the areal coal discharge during the underground mining of thick flat coal seams using self-caving technology has been carried out. The kinematic flow patterns of mined rock depending on the number and location of the outlet openings are given, the zones of their mutual influence are determined. The change of coal extraction indicators depending on the number of outlets and the distance between them are demonstrated.
Key words: underground coal mining, thick coal seam, discharge technology, self-caving, rock mass, bulk material, numerical modeling, Discrete Element Method.
Klishin Sergei Vladimirovich, candidate of technical sciences, senior research of laboratory mechanics of deformable solids and bulk media, sv. klishin@,gmail. com, Russia, Novosibirsk, N.A. Chinakal Institute of Mining
References
1. Underground mining of thick coal seams / R. Kumar, A. K. Singh, A. K. Mishra, R. Singh // International Journal of Mining Science and Technology, 2015. Vol. 25. No. 6. R. 885896. DOI: 10.1016/j.ijmst.2015.09.003.
2. Automated control of technological processes in developing powerful layers with the release of coal roof thickness / S. A. Kizilov // Mining industry. 2017. No. 6 (136). pp. 7679.
3. Ozfirat M.K., Simsir F., Gonen A. A brief comparison of Methods used at Longwall mining of thick coal seams // 19th International Mining Congress and Fair of Turkey, IMCET, 2005.R. 141-144.
4. Key technologies and equipment for a fully mechanized top-coal caving operation with a large mining height at ultra-thick coal seams / J. Wang [and others] // International Journal of Coal Science & Technology, 2015. Vol. 2. No. 2. p. 97-161. DOI: 10.1007/s40789-015-0071-4 .
5. Active Prefracture Methods in Top Coal Caving Technologies for Thick and Gently Dipping Seams / V. I. Klishin, G. Yu. Opruk, L. D. Pavlova, Fryanov V. N. // Journal of Mining Science, 2020. Vol. 56. No. 3. R. 395-403. DOI: 10.1134/S1062739120036689.
6. Ghose A. K. Underground methods of extraction of thick coal seams - a global survey // Mining Science and Technology, 1984. Vol. 2. No. 1. P. 17 -32. DOI 10.1016/S0167-9031(84)90171-3.
7. Wang J., Li Y. Thick seam coal mining and its ground control // Ad-vances in coal mine ground control. Woodhead Publishing, 2017. P. 379-407. DOI 10.1016/B978-0-08-101225-3.00008-6.
8. Klishin V.I. Substantiation of technologies for the development of powerful shallow and steep coal seams with the release of coal // Mining information and analytical bulletin (scientific and technical journal). 2013. No. 6. pp. 36-47.
9. Klishin V.I. Innovative technologies for thick coal seam mining on the basis of powered roof support with controlled coal discharge // IOP Conference Series: Earth and Environmental Science, 2019. 262(1). 012027. DOI: 10.1088/1755-1315/262/1/012027.
10. Klishin S.V., Klishin V.I., Opruk G.Y. Discrete element modeling of gravity flow of broken rocks in the technology of longwall top coal caving // IOP Conference Series: Earth
and Environmental Science. - IOP Publishing, 2018. Vol. 206. No. 1. P. 012007. DOI 10.1088/1755-1315/206/1/012007.
11. KLISHIN, S. V. Modeling of areal release of granular media from the cells using discrete element method taking into account non-spherical particle shape // Fundamental and applied issues of mining Sciences. - 2019. Vol. 6 no. 2. S. 118-123.
12. Neverov S. A., Neverov A. A. Features of the development system with sublevel caving and partial storage blasted Gorn. 2011. No. 2. pp. 29-32.
УДК 621.311 DOI 10.46689/2218-5194-2021-4-1-399-415
ИССЛЕДОВАНИЕ КАЧЕСТВА ЭЛЕКТРОЭНЕРГИИ ТЯГОВЫХ ПОДСТАНЦИЙ ВЫСОКОГОРНОГО РУДНИКА
Р.В. Клюев, О.А. Фоменко, И.И. Босиков, О.А. Гаврина
Приведена методика выполнения исследований уровней высших гармонических в сетях напряжением 6 кВ и разработаны мероприятия по устранению гармоник неканонического ряда. По итогам исследований установлено, что источниками высших гармонических являются тяговые подстанции АТП-500, подключенные к сети 6 кВ группами и в одиночку. В сети 6 кВ выделены 3, 5, 7 и 11 гармоники канонического ряда, а также 3, 4, 6 и 8 гармоники неканонического ряда, уровни которых значительно превышают допустимые уровни по ГОСТ. Наличие неканонических гармоник вызвано несимметрией мостовой схемы (несимметрии тока относительно оси абсцисс). Разработана инструкция предпусковой проверки вентилей мостовой схемы на устранение асимметрии. Установлено преобладание 5 и 7 высших гармонических в сети напряжением 6 кВ. Рекомендовано учитывать возможность резонансных явлений в цепях импульсно-фазного управления электрическими приводами, подключенными к сети 6 кВ рудника и карьера. Выполнение рекомендаций, изложенных в работе, повышает надежность работы мостовых схем тяговых подстанций и устраняет возможность появления неканонических гармоник, что улучшает качество напряжения в соответствии с требованиями ГОСТ.
Ключевые слова: высшие гармонические, рудник, напряжение, ток, канонический ряд, тяговая подстанция, качество электроэнергии.
Введение
В условиях подземных выработок высокогорного рудника преобладает доставка полезного ископаемого тяжелыми поездами с использованием спаренных электровозов, питание сети для которых подается от узловых тяговых подстанций типа АТП-500 с суммарной мощностью преобразователей около 10 % мощности главной понизительной подстанции (ГПП) «Штольня Главная» напряжением 110/6 кВ.
Наличие значительного количества преобразовательных подстанций, подключенных к сети 6 кВ, определяет уровень высших гармонических, превышающий допустимый по ГОСТу. Измерения уровня высших гармонических в сетях 6 кВ на рассматриваемом руднике и карьере ранее не про-
