CC BY
26
5 10 15 20 25 30 35 40
Дальность огкатывання камня по горизонтальной оерме, м
камней при более пологом угле заоткоски уступа. Это же является причиной того, что в варианте 1 до 80% ширины бермы находится в зоне первичного отскока, в то время как в варианте 2 этот показатель составляет менее половины бермы [4].
Обобщающий анализ последствий обрушений при различных параметрах уступов и берм позволяет спроектировать предельный контур борта карьера, безопасный по фактору камнепада. Таким образом, по совокупности выше
Рис. 3. Траектория движения кусков породы по уступам Н = 15 м , а= 60°с предохранительным валом высотой 2
представленных факторов для участков борта в предельном проектном положении Главного карьера Качканарского ГОКа рекомендуются уступы высотой 7,5 м с углом заоткоски 75° и шириной бермы 7 м. Обязательным условием при этом является наличие предохранительного вала высотой не менее 0,5 м (рис. 1).
Разработанная геомеханическая модель камнепада позволяет теоретически спрогнозировать последствия проявления камнепада на любом карьере, учитывая возможность оптимизировать параметры бортов по фактору камнепада не только на стадии вывода борта на предельный контур на основе данных о фактических проявлений камнепада, но и в процессе проектирования с использованием технологий компьютерного моделирования.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом: Утв.21.07.92 Госгортехнадзором России. — М.: Недра, 1992. - 102 с.
2. Разработка и экспериментальные исследования по установлению параметров камнепада, выдача технических решений по обеспечению безопасности работ на временно нерабочих бортах карьеров, типовым инструкциям камнезащитных устройств и параметров временно нерабочих бортов: Отчет о НИР. / ИГД ММ СССР. Рук..
Саканцев Г.Г. Инв.№ 02910009097-Свердловск, 1990. -127с.
3. Вильсон М. Руководство пользователя ЯОХГМ. Компьютерная программа, моделирующая обрушение пород. Дарем, Великобритания (версия 5.1 Январь 1995).
4. Выявление причин оползневых явлений в бортах Главного карьера и разработка рекомендаций по их стабилизации: Отчет о НИР / ИГД УрО РАН. Рук. Сашурин АД. - Екатеринбург, 2003. - С.47-55.
— Коротко об авторах ----------------------------------
Каюмова Альфия Наиловна - младший научный сотрудник ИГД УрО РАН.
-А
УДК 622.271.:235
Г.Д. Зайцев, А.А. Зайцева
© Г.Д. Зайцев, А.А. Зайцева, 2004
ОЦЕНКА ВОЗМОЖНОСТИ ПОВЫШЕНИЯ полноты ВЫЕМКИ И КАЧЕСТВА ДОБЫВАЕМОГО УГЛЯ ПРИ БЕЗВЗРЫВНОЙ ТЕХНОЛОГИИ
Семинар № 12
Одной из приоритетных задач, решаемых при открытом способе разработки, является снижение потерь угля и зольности угольной массы, поступающей из забоев на обогатительные фабрики. Это обусловлено, прежде всего, тем, что при существующей технологии, несмотря на применение специальных методов буровзрывной подготовки горного массива, вследствие сложных геологических условий залегания пластов, непостоянства структурно-прочностных свойств вмещающих пород, совместное их рыхление взрывом приводит к перемешиванию угля с породой или к нарушению целостности пластов, что отрицательно сказывается на показателях извлечения.
В настоящее время ориентиром в технической политике совершенствования технологии добычных работ на разрезах является внедрение безвзрывной выемки крепких пород и угля с использованием нескольких типов экскава-ционного оборудования: гидрофицированных роторных экскаваторов с повышенным удельным усилием копания, машин послойного фрезерования (МПФ) и гидравлических экскаваторов с активными зубьями [1].
Первый тип машин позволяет разрабатывать без буровзрывной подготовки породы прочностью на сжатие асж < 35 МПа, МПФ для тонкослоевой выемки - асж < 120 МПа, однако область применения последних с точки зрения качества выемки полезного ископаемого ограничивается месторождениями с горизонтальным и пологим залеганием пластов. Кроме этого, применение горных комбайнов на разрезах Сибири, в сравнении с гидравлическими экскаваторами и типа ЭКГ, недостаточно эффективно по технико-экономическим показателям [2, 3]. Это связано с высокой стоимостью зарубежных МПФ и относительно низкой их годовой производительностью в суровых климатических условиях.
Наиболее приспособленным оборудованием для раздельной отработки пород и полезного ископаемого пластовых залежей во всем диапазоне условий их залегания, благодаря кинематическим особенностям, являются гидравлические экскаваторы. Однако рабочее оборудование с активными зубьями, позволяющее осуществлять безвзрывную выемку крепких пород и угля, для таких экскаваторов находится в стадии разработки. Поэтому в ближайшие годы задача повышения качества добываемого топлива за счет устранения буровзрывных работ может быть решена путем применения механических лопат с ковшом активного действия [4, 5]. Как показал опыт их эксплуатации и выполненные исследования, в определенных условиях они являются эффективным выемочно-погрузочным оборудованием. Авторами произведена оценка влияния рабочего оборудования экскаваторов с КАД на уровень потерь и разубоживания полезного ископаемого, с использованием математической модели взаимодействия экскаватора-мехлопаты с породоугольным забоем.
Во время эксплуатационных испытаний экскаватора ЭКГ-5В установлено, что разработка пород средневзвешенной прочностью на сжатие до 60 МПа может осуществляться стружками равномерного сечения толщиной 10-30 см. Поверхность забоя после прочерпы-вания гладкая. Поэтому процесс отработки пласта в пределах уступа моделируется последовательностью экскаваторных стружек, каждая из которых может содержать уголь, породу или смесь угля и породы. Количество и качественный состав стружек зависят от их толщины, мощности и угла падения пласта, а также от формы траектории черпания. Последняя определяется линейными параметрами экскаватора (таблица): углом падения пласта, расстоянием Ь между кровлей пласта на уровне стояния экскаватора и осью его вращения, рис. 1.
Рис. 1. Схема к расчету траектории движения ковша экскаватора
Поиск аналитического представления траектории движения ковша (T) базировался на расчете координат (x¡,y) ее узловых точек Ai, I = с последующей ин-
терполяцией многочленом. Узловые точки траектории выбирались так, чтобы обеспечить максимальную длину контакта зубъев ковша с пластом. Последняя достигается в том случае, если кровля пласта расположена по касательной к окружности, описанной рукоятью экскаватора при минимальном ее выдвижении. Положение и длина зоны контакта определяются двумя узловыми точками траектории (А2, А3). Остальные узловые точки траектории черпания, А1 и А4, являются вершинами треугольников непрочерпывания в нижней и верхней частях уступа.
Расстояние (L) установки экскаватора относительно кровли пласта определяется на основе совместного решения уравнений окружности с центром в точке оси напорного вала рукояти и
радиусом Г — lp m¡n , и кровли пласта: L =
(lp,mín~ hcm n -cosa) /sin а + ri + (hcm n - hn cmp)
. Большее приближение экскаватора к пласту делает невозможной его зачистку, удаление ведет к уменьшению длины зоны контакта.
Если Le [Rcm,min Rem,max], TO В НИЖНвЙ ЧаСТИ пласта треугольник непрочерпывания отсутствует, т.е. А1=А2 (x1=L;y1=0), в противном случае Ai(xi=Rmax,cm , У 1=0 ), а координаты А2 -второй вершины треугольника (первой точки области контакта) определяются из выражений:
y2 - b - (L - a) • tga (b - a)2 - (b sin a I (L - a)cosa)2 / cos a
x2 = L + y2/ tga.
Из двух значений y2 выбирается то, которое удовлетворяет условию y1 < у2 < y3. Здесь у3 -максимальная высота контактного слоя, полученная из условия касания плоскости передней стенки ковша с кровлей пласта:
Уз = Кт,п - lp,min ■ sin(r - а) / sin П
Х3 = L + Уз ■ ctga.
Координаты (x3, у3) определяют точку траектории черпания А3. Последняя точка траектории
А4 определяется пересечением окружности с центром в (а, b), радиусом равным длине максимально выдвинутой рукояти с прямой У ~ -^тах , ОПИСЫВаЮЩеЙ Кровлю уступа.
С целью использования траектории движения ковша для расчета площадей полезного ископаемого и породы, попадающих в ковш, ее уравнение Т: y=f(x) представляется в виде ин-
9
терполяционного многочлена _ к ,
У - ак 'х
к=0
построенного на множестве нулей многочлена Чебышева. Следует отметить, что в качестве независимой переменной в интерполяционном многочлене принята "у ", так как у = f(x) неоднозначна по х.
Моделирование процесса отработки осуществлялось посредством построения (N!tr+1) траекторий, расположенных на расстоянии hstr (толщина стружки) друг от друга. Количество стружек (Nstr), необходимое для полной отработки пласта, рассчитывалось в зависимости от его мощности и угла наклона. Содержание горной массы в стружке (Бш) определяется площадью фигуры, образованной пересечением траекторий ковша T1, T2 с почвой У1 (у = 0) и кровлей У2 (y=hyct) уступа:
hyct 0
S гм = JTidy + JT2 dy
0 hyct
Для дифференциации содержимого стружки по категориям: полезное ископаемое, порода; разработан специальный алгоритм, позволивший формализовать выделение областей породы и угля в стружке и автоматически формировать пределы интегрирования и подинтегральные
Параметры Обозначения Модели экскаваторов
ЭКГ-5В ЭКГ-12В
Угол наклона стрелы (град.) Р 45 45
Угол между передней стенкой ковша и осью рукояти (град.) У 62 62
Максимальная длина рукояти (м) 1р,тах 9,5 13,45
Минимальная длина рукояти (м) 1р,тіп 5,47 7,75
Высота пяты стрелы (м) Ьп,стр 2,54 3,8
Расстояние от пяты стрелы до оси вращения экскаватора (м) Г1 2,25 3
Высота расположения оси напорного вала (м) Ьст,п 6,24 8,86
Максимальная высота черпания (м) н **ч.тах 10,3 15
Максимальный радиус черпания на уровне стояния (м) ^ст,тах 9,04 14,3
Максимальный радиус черпания (м) ^■ч,тах 14,5 21
функции для расчета площадей породы (Брі ), угля (Буі). Характеристики стружек {Брі, Бу,\ і=1,..,МХІГ] позволяют определить объем извлекаемого угля, его зольность и процент потерь. Для этого рассчитывается коэффициент разу-боживания угля в стружке КР, = Бр, ■ Гр /(Буі -уу + Брі -ур), і = 1,..,Ы5,г,
I = 1,..,МХ,Г, и при полной выемке пласта
КР = X (БРі 'Гр )/ X (БУі 'Гу +БРг -Гр ) ,
1=1 1=1
где ур, уУ - объемный вес породы и угля соответственно.
Наличие информации о качественном составе горной массы в стружке позволило решить задачу выделения участков пласта, фиксируемых номерами стружек п1, п2 є [1, ад с заданным качеством угля
П2 П2
КРу(пъп2) = Х(БРг 'Ур)/2(БУі 'УУ +БРі 'Ур) - КРі
і=П1 і=п1
при условии Кру(п1-1, П2)лКру(Пь П2+1)>Крг, где Кр2 - допустимый коэффициент разубожи-вания. При этом объем добытого угля на единицу длины фронта работ „гг \ _ "V с , а
Бу (Кр 2 ) - ^ Буі і=п[
потери
N2^ П2 N3^
Р(Кр2) = ((£Бу, -£Бу,)/ £Бу,) • 100%.
і=1 і=п\ і=1
Изложенные методические положения расчета количественных и качественных потерь при отработке наклонных и крутопадающих пластов реализованы в виде программных модулей, которые позволяют не только производить расчет потерь и разубоживания угля при выемке пластов различной мощности и угла падения, но и определять контуры части пласта (в номерах стружек) с требуемым разубожива-нием.
Моделирование траектории зачистки контакта породы с пластом позволяет получить, в зависимости от угла падения пластов и модели экскаватора при оптимальном его расстоянии от пласта, наименьшие значения высот верхнего и нижнего треугольников непрочерпывания и, как следствие, определить рациональную высоту уступа.
Сравнительный анализ результатов расчета для экскаваторов ЭКГ-5В и ЭКГ-12В показал, что при селективной выемке лучшие показатели обеспечиваются во всем рассматриваемом диапазоне углов падения пластов, если используется экскаватор ЭКГ-12В (рис. 2). Независимо от модели экскаватора, отработку породоугольных блоков целесообразно производить поду ступами. Наиболее благоприятными условиями для применения экскаваторов ЭКГ-12В являются углы падения пластов а = 48 - 78°, а ЭКГ- 5В - а = 45 - 65°.
О---------1--------------■--------------1-------;-------■------■------^-------
40 50 60 70 80 90
угол падения пласта (град)
50 60 70 ао 90
угол падения пласта (град.)
РРасширить диапазон углов падения извлекаемых пластов, не увеличивая потерь угля, возможно при их отработке с присечкой породы, т.е. с разубоживанием добываемого угля. В этом случае сокращение уровня засорения при селективной выемке обеспечивает более высокую цену топлива, а при селективно - валовой - снижение затрат на обогащение и повышение качества получаемого концентрата. Разработанное программное обеспечение позволяет, задаваясь уровнем потерь, произвести оконту-ривание пласта и получить показатели разубо-живания извлекаемой горной массы. Можно решить и обратную задачу - задаваться предельным значением разубоживания и определять потери угля.
Рис. 2. Потери угля при выемке угольных пластов экскаваторами ЭКГ-5В и ЭКГ-12В уступами и подусту-пами. (т = 3 м; кр = 0)
Рис. 3. Коэффициент разубоживания угля в зоне кровли пласта
Определим сферу применения безвзрывной отработки породоугольного блока в сравнении с взрывной подготовкой вмещающих пород и выемкой экскаватором мехлопатой при селективно-валовом способе. Критерий оценки -уровень засорения угля в зоне кровли пласта.
При взрывной подготовке объем примешиваемой на зачистке пласта породы определялся в зависимости от угла естественного обрушения взорванной горной массы по [6] Предлагаемый р - 47 + 43. е126Я, град., где Н-высота отрабатываемого забоя. Зона нарушенного взрывом пласта (зона перемешивания) равна 0.5 м. Величина разубоживания при безвзрывной отработке рассчитана по приведенной в статье методике. Расчеты показали (рис.3), что выемка экскаватороми-мехлопатами с КАД эффективна при угле падения пластов больше угла осыпания взорванной породы, т.е. при а = 55*77°.
Проведенный анализ показал, что применение рекомендуемых экскаваторов с КАД для выемки пластов угля и вмещающих пород целесообразно, прежде всего, на разрезах центрального Кузбасса. Характерной особенностью месторождений этого района является наличие угленасыщенных зон (до 80 % в объеме горной массы), представляющих чередование пластов угля и пород междупластий различной мощности и угла падения. В наклонных и крутых пластах мощностью менее 5 м сосредоточено до 35-35% всех запасов, пригодных для разработки. Мощность породных междупластий, шириной меньше экскаваторной за-ходки, составляет около 50 %, а объем пород в них достигает 45 %. Изложенное выше позволяет сделать вывод, что применение экскаваторов - мехлопат с ковшом активного действия при разработке угленасыщенных зон позволит упростить технологию и снизить потери и ра-зубоживание угля за счет устранения буровзрывных работ, а так-же уменьшить опасность самовозгорания внешних отвалов.
--------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Сеинов Н.П., Шейдеров А.И., Жариков И.Ф.,
Нуриджанян Г.З. Перспективные направления повышения эффективности открытой угледобычи за счет совершенствования техники и технологии горных работ // Уголь, 2002, №10.
2. Каплан A.B., Пикалов В.А., Соколовский В.В.
Выбор горно-транспортного оборудования и оценка возможности финансирования при освоении Восточно-Бейского каменноугольного месторождения / Труды научно-практической конф. "Качество, надежность, эффективность, эксплуатация горнотранспортного оборудования: современное состояние и перспектива. (31 янв. - 4 фев.) Сб. тезисов докл. - Екатеринбург, 2000г. "
3. Щадов В.М. Технолого - организационные
основы формирования стратегии развития открытой уг-
ледобычи / Автореф. дисс. на соиск. уч. ст. д.т.н.- М.: МГГУ, 2001.
4. Маттис А.Р., Зайцев Г.Д. Проблемы созда-
ния экскаваторов для безвзрывной технологии и пути их решения // Горный информационно-аналитический бюллетень - М.: МГГУ - 2003, №.5.
5. Маттис А.Р., Зайцев Г.Д. О целесообразно-
сти освоения производства экскаватора ЭКГ-12В для безвзрывной добычи полезных ископаемых // Открытые горные работы, 2000, №3.
6. Ненашев A.C., Ермолаев В.А., Рыбаков Б.Н.
Снижение потерь угля на разрезах Кузбасса.: Обзор/ ЦНИИЭИуголь,- М., 1981.
— Коротко об авторах ---------------------
Зайцев Г.Д. — кандидат технических наук,
Зайцева A.A. — кандидат технических наук, Институт горного дела СО РАН, г. Новосибирск.
-------------------------------------------- © А.Н. Васильев, 2004
УДК 622.331 А.Н. Васильев
МНОГООБРАЗИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ ПРОИЗВОДСТВА ТОРФЯНОЙ ПРОДУКЦИИ
Семинар № 12
А нализ элементов различных техноло-.¿л. гий разработки торфяных месторождений показывает, что объектной устойчивостью обладают элементы (операции) технологического процесса. Именно они переходят из одной технологической схемы в другую и используются при поиске инвариантных элементов технологических процессов. Создание и развитие технологического процесса производства фрезерного торфа связаны с формированием ряда операций, через которые раскрывается содержание технологий и которые характеризуются устойчивостью. Такими операциями являются: фрезерование, ворошение, рыхление, валкование, уборка, погрузка, вывозка и штабелирование [1].
Сущность (назначение) операций остается неизменной, хотя количественные и качественные параметры сушимого слоя и время проведения операций в технологических схемах будут различными. Неизменность сущности операций определяет традиционность самой технологии, несмотря на изменяющиеся типы машин. Эти операции (элементы) являются первичными. Остальные операции, используемые в технологических способах разработки торфяных месторождений, являются синонимами или сочетаниями названных операций. Так, разбрасывание торфяной крошки на слой высушенного торфа представляет собой не что иное, как элемент фрезерования торфяной залежи, так как
