книги из ГПНТБ / Егурнов, Г. П. Выбор оптимальной мощности угольных и железорудных карьеров
.pdfПочти во всех случаях при использовании всех отечественных комплексов при установке их на кровле пласта полезного ископа емого наибольшая высота отрабатываемого в отвал породного уступа определяется высотой черпания экскаватора Яч и только при ширине заходки более 50 м лимитируется высотой разгрузки отвалообразователя (в табл. 29 высота отвала, приведенная в скоб ках, рассчитана по формуле (ПО) исходя из условия Я = ЯЧ и по условиям указанного выше неравенства). Например, для экскава торов ЭРШР-1600 и ЭРШР-2600 при максимально возможной для этих машин ширине заходки 90 и 100 м высота отвала Я0, рассчи танная по формуле (ПО) для условия Я = ЯЧ, больше возможной по высоте разгрузки отвалообразователя (показана в табл. 29 в скобках).
При установке отвалообразователя на почве пласта высота по родного уступа, отрабатываемого в отвал, в большинстве рассмот ренных случаев определяется высотой разгрузки последнего (воз
можная высота отвала, |
рассчитанная по условиям |
неравенства |
Я0^ Я р — 1\, приведена |
в табл. 29 в скобках). Даже |
при ширине |
заходки 30 м для всех комплексов высота отвала при высоте по родного уступа (при условии Я = ЯЧ), вычисленная по формуле (ПО), превышает предельно возможную высоту отвала, получен ную по условиям указанного выше неравенства (см. данные табл. 29 в скобках).
Следовательно, при транспортно-отвальных системах разра ботки максимально возможная высота отрабатываемого в отвал породного уступа, равная высоте черпания роторного экскаватора, может быть получена за счет уменьшения ширины вскрышной за ходки.
При уменьшении ширины заходки будет увеличиваться высота отрабатываемого в отвал породного уступа, что приведет к сокра щению объемов вскрыши, отрабатываемой по транспортной си стеме (при постоянной мощности покрывающих пород). Но вместе с тем с уменьшением ширины заходки и увеличением высоты уступа производительность роторных экскаваторов будет уменьшаться.
С учетом этих соображений, а также данных табл. 29 опреде лим экономическую эффективность увеличения высоты уступа за счет уменьшения ширины заходки, отрабатываемой с помощью отвалообразователя.
Для отработки уступа высотой 40 м экскаватором ЭРГ-1600 и высотой 50 м экскаватором ЭРШР-2600 необходимо, как это сле дует из данных табл. 29, вскрышные породы разрабатывать при ширине заходки соответственно 30 и 50 м (при А = 5 м и установке отвалообразователя на кровле пласта). При максимально возмож ной для этих моделей экскаваторов ширине заходки 50 и 100 м высота отрабатываемого в отвал породного уступа составляет со ответственно 30 и 40 м.
Снижение (или повышение) стоимости выемки 1 м3 вскрыши при увеличении высоты нижнего породного уступа, отрабатываемого
105
в отвал, может быть определено из выражения |
|
|||
Д£>В |
Св |
Cq ТПСВ. T0-f- |
Т Ру^В. ТО» |
(112) |
где С' — стоимость |
1 |
м3 вскрыши при |
увеличенной высоте уступа, |
|
равной высоте черпания экскаватора; С" — то же, при максималь ной ширине заходки; гр — часть породного уступа по высоте, отра
батываемого по |
транспортно-отвальной системе (для экскаватора |
|
30 |
т)1 |
40 |
ЭРГ-1600---- — |
= 0,75, для экскаватора ЭРШ Р-----r]i=0,8); |
|
ip — то же, отрабатываемого по транспортной системе (для экска
ватора |
ЭРГ-1600---- г]2= 0,25; |
для экскаватора ЭРШР-2600 — |
||
10 |
|
Св. то и Св. т-—себестоимость 1 м3 вскрыши при отра- |
||
—— г]2 = 0,20); |
||||
DU |
уступа |
соответственно |
с помощью |
отвалообразователя и |
ботке |
||||
транспортных средств; ру — коэффициент, |
учитывающий снижение |
|||
производительности экскаватора за счет увеличения высоты уступа и уменьшения ширины заходки (для рассматриваемых моделей экскаваторов величина его, определенная по графикам рис. 41, со ставляет 1,17 и 1,14).
•Для большей объективности расчетов воспользуемся значениями этих величин по данным А. С. Красникова [25], согласно которым для рассматриваемых моделей экскаваторов стоимость 1 м3 вскрыши при работе их с использованием ленточных конвейеров примерно в два раза выше, чем с помощью отвалообразователя, т. е. Сцт= 2Св. то-
Подставляя в формулу (112) значения показателей, определим снижение стоимости вскрыши при увеличении высоты породного уступа:
для экскаватора ЭРГ-1600
ДСВ=0,75СВ. ТО+0,25 • 2СВ. ТО-1,17 С В. ТО=0,08СВ. ТО;
для экскаватора ЭРШР-2600
ДСВ=0,8С В. То+0,2 • 2 • Св то—1,14СВ. ТО=0,06СВ. т0.
Следовательно, разработку месторождений с применением ро торных экскаваторов и консольных отвалообразователей целесооб разнее всего производить с максимально возможной по параметрам выемочных комплексов высотой породного уступа.
Добычные работы при применении консольных отвалообразователей
Организация добычных работ при применении консольных отва лообразователей в значительной степени аналогична ранее рассмот ренной организации работ с непосредственной переэкскавацией по роды в отвал с той лишь разницей, что в этом случае возможна отработка поля с одним выездом, расположенным обычно в одном из торцов карьерного поля. Кроме того, ширина заходки может до стигать больших размеров (50 м и более).
ВЫБОР ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ, ОПРЕДЕЛЯЮЩИХ ВЕЛИЧИНУ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ КАРЬЕРА
§ 1. Общие положения
Производственная мощность карьера оказывает значительное влияние на эффективность его работы. Как правило, с увеличением производственной мощности технико-экономические показатели раз работки месторождения улучшаются: повышается производитель ность труда, снижается стоимость ведения работ и улучшается использование основных фондов. Улучшение использования послед них достигается как за счет применения более мощного оборудова ния, так и увеличения интенсивности разработки карьерных по лей— объемы капитальных затрат не прямо пропорциональны про изводственной мощности карьера и при ее увеличении возрастают медленнее, чем объемы добычи, что приводит к снижению фондоем кости и повышению фондоотдачи.
Научное обоснование производственной мощности карьера явля ется важной задачей проектирования, но, вероятно, ввиду большой
еесложности она недостаточно разработана в горной науке.
Впрактике проектирования и в исследованиях по этому вопросу
можно отметить три основных направления:
1) установление производственной мощности карьера по утверж денным соответствующими ведомствами типовым мощностям пред приятий исходя, например, из наименьших сроков их службы;
' 2) определение производственной мощности карьера на основа нии технико-экономического сравнения возможных вариантов;
3) исследование суммарных затрат на добычу полезного иско паемого и на этой основе нахождение оптимальной производствен ной мощности карьера (составление математической модели и ее
оптимизация на ЭВМ).
Так, по материалам Гипроруды [8] рекомендуются следующие наименьшие сроки службы карьера: при годовой производственной мощности до 2 млн. т — 15—20 лет, 2—5 млн. т — 20—25 лет, 5— 10 млн. т — 25—35 лет, более 10 млн. т — не менее 40 лет.
Производственная мощность карьера зависит от многих факто ров: от горно-геологических условий месторождения, его размеров в плане, запасов полезного ископаемого в контурах участка карь ерного поля, мощности обогатительных и дробильно-сортировочных
107
фабрик, потребности в добываемом сырье и др. Конечно, производ ственная мощность карьера зависит от запасов карьерного поля, как это отмечено в работе [8], но это только один из многих фак торов, оказывающих влияние на производственную мощность гор ного предприятия. Поэтому определять величину последнего только запасами отрабатываемого месторождения и не учитывать других факторов (угла падения пласта, длины карьерного поля, применяе мых систем разработки и горнотранспортного оборудования), ко торые часто оказывают гораздо более существенное влияние на производственную мощность карьера, чем объемы запасов по лезного ископаемого в контурах карьерного поля, не совсем пра
вильно.
В нормах технологического проектирования угольных предприя тий [46] указывается, что проектную мощность карьера необходимо устанавливать на основании технико-экономического сравнения воз можных вариантов, причем полученные результаты^ желательно округлять и приводить к ряду оптимальных мощностей, утвержден ных совместно решением быв. Госкомитета по топливной прсшышленности, быв. Госэкономсовета СССР, Госплана и Госстроя СССР
от 10 июля 1962 г., а именно: 10; 15; 20; 30; 40; 80 и 100 тыс. т
в сутки.
За последние годы в ИГД им. А. А. Скочинского под руковод ством акад. Н. В. Мельникова, в МГИ под руководством чл.-корр. АН СССР В. В. Ржевского и в «Центрогипрошахте» под руковод ством проф. К. К. Кузнецова было выполнено несколько работ по оптимизации производственной мощности карьера с помощью элек тронно-вычислительных машин. Эти работы имеют большую теоре
тическую и практическую ценность.
Применение ЭВМ для расчета производственной мощности карь еров, безусловно, прогрессивное и крайне важное направление в проектировании горных предприятий на современном этапе разви тия науки. При этом во много раз ускоряются расчеты, повышается их точность и увеличивается число вариантов сравнения. Но и этот метод сам по себе не может решить вопрос рационального выбора производственной мощности карьера. Это объясняется тем, что ЭВМ помогает только ускорить решение той или иной задачи, несли в основе построения математической модели допущены отдель ные нерациональные положения, то окончательный результат, даже
полученный с помощью ЭВМ, не будет оптимальным.
В направлениях проектирования производственной мощности карьеров с недостаточной степенью учитывается такой важный фак тор, как обеспечение высокой интенсивности отработки карьерного поля. Кроме того, в них имеет место субъективный фактор в на значении производственной мощности будущего карьера, которая
затем исследуется на минимум затрат.
Следовательно, при проектировании оптимальной производст венной мощности карьера необходимо исходить из положений, ко торые обеспечивали бы:
108
1) максимальную интенсивность отработки карьерного поля, ра циональную скорость подвигания (или понижения) фронта горных
работ; 2) наилучшие технико-экономические показатели работы карь
ера (максимальную производительность труда и минимальную се бестоимость выемки 1 м3 горной массы) и высокое использование капиталовложений (наименьшую величину удельных капитальных затрат на 1 т годовой добычи).
Воснове первого положения предусматривается наиболее пол ное использование природных ресурсов путем высокой интенсифи кации разработки (извлечение наибольших объемов полезного ископаемого с единицы длины фронта работ). Это достигается уста новлением рациональной удельной длины фронта горных работ (приходящейся на один экскаватор или выемочный комплекс), ра циональных параметров экскаваторного забоя и применением наи более эффективных схем работы на уступе.
Воснове второго положения предусматривается применение та
ких типов и моделей горнотранспортных машин, которые в наи большей степени соответствовали бы природным условиям разра батываемого месторождения, и выбор производственной мощности карьера (или размеров карьерного поля)ц которая обеспечивала бы высокую интенсивность отработки при высоких технико-экономичес
ких показателях работы карьера.
Такая постановка вопроса, на наш взгляд, в наибольшей сте пени соответствует решениям партии и правительства о дальней шем улучшении проектирования и планирования и задачам, пос тавленным в Директивах XXIV съезда КПСС в отношении повыше ния использования ресурсов производства, увеличения отдачи основных фондов и капиталовложений и улучшения технико-эконо мических показателей работы горных предприятий.
§ 2. Длина фронта горных работ на один экскаватор или выемочный комплекс
Длина фронта работ на один экскаватор относится к числу основных параметров карьера, определяющих его производствен ную мощность и технико-экономические показатели. Производствен ная мощность карьера прямо пропорциональна числу экскаваторов, которые можно установить на уступе; себестоимость выемки 1 м3 горной массы зависит от длины фронта горных работ на уступе. Большая длина фронта вызывает разбросанность работ, снижает темпы отработки месторождения и производственную мощность карьера; малая длина приводит к усложнению организации работ и часто к увеличению стоимости выемки 1 м3 горной массы. Как влияет удельная длина фронта горных работ на себестоимость выемки 1 м3 горной массы, в каких интервалах она может изме няться, чтобы не нарушалась нормальная работа экскаваторов и средств транспорта на уступе и в то же время чтобы технико
109
экономические показатели работы были бы наиболее высокими? Ответы на эти вопросы, по-видимому, могут быть получены в ре зультате исследования' факторов, влияющих на величину удельного фронта работ, и анализа зависимости себестоимости выемки 1 м3
горной массы от этой величины.
В общем случае длина фронта работ, приходящаяся на один экскаватор, является функцией многих факторов: типа экскаватора, режима его работы, крепости разрабатываемых пород, схемы путе вого развития на уступе, вида транспортных средств, системы раз работки месторождения, условий и формы залегания полезного
ископаемого и его мощности и др.
Определим значения удельного фронта работ для наиболее ха рактерных на угольных и рудных карьерах случаев отработки усту
пов.
При разработке уступа одноковшовыми экскаваторами — меха ническими лопатами с применением средств ж.-д. транспорта мини мальная длина блока £бл. mm определяется из условия обеспечения нормальной работы транспорта на уступе; работу экскаваторов при погрузке горной массы в ж.-д. составы возможно осуществлять по одной из схем путевого развития (см. рис. 8, 11 и 12).
При разработке экскаваторов по схемам № 1 и 3 (см. рис. 8) нормальная работа на уступе возможна, если длина блока, разра батываемого одним экскаватором, будет не меньше длины 2,5—3 составов [9, 39, 40, 52], необходимой для независимого обмена со ставов в смежных блоках. Длина состава определяется типом ло комотива, вагона, величиной руководящего подъема и для совре менных видов транспортных средств колеблется от 150 до 200 м.
При работе по схеме № 2 (см. рис. 8) минимальная длина блока дблжна превышать длину разминовки, которая определяется дли ной локомотивосостава и двух стрелочных переводов. Кроме того, переукладку разминовки в целях устранения простоев экскаватора необходимо производить в общевыходные дни, что обусловливает увеличение минимальной длины блока на длину фронта работ /з, обеспечивающее шестидневную работу экскаватора (или кратное
ему).
Расстояние /з определяется сменной нормой выработки Нв выемоч ной машины и ее режимом работы (числом смен работы в сутки нСм) • Для данного типа экскаватора эта величина постоянна и мо жет быть определена из выражения
/3= |
Нв% :-~ > м, |
(113) |
где Яв — норма выработки |
машины, м3; А — ширина |
заходки, м; |
Н — высота уступа, м.
Тогда минимальная длина блока для схемы № 2 будет
Абл. mIn=(150 200)+2 • 4 0 + /3, |
(114) |
где 40 м — длина стрелочного перевода.
110
При разработке крепких пород, требующих предварительного рыхления, бесперебойная работа экскаваторов возможна при доста точных запасах взорванной горной массы.
Обеспеченность взорванной горной массой в зависимости от свойств разрабатываемых пород рекомендуется принимать в объе мах от шестидо тридцатидневного запаса [9, 40, 52]. Для лучшей организации буровзрывных и экскаваторных работ целесообразно блок разбивать на три части — взорванную, вынимаемую и обуриваемую. Учитывая сказанное выше, Е б л . min можно определять из выражения
|
2Нвпш (6-*-30) |
м. |
(115) |
L бл. min |
АН |
||
|
|
|
Приведенные выше рассуждения и математические зависимости (114) и (115) позволяют определить значения минимальной длины блока для наиболее распространенных на карьерах типов экскава торов (табл. 30).
Т а б л и ц а 30
Минимальная длина фронта горных работ на один экскаватор, м, при использовании средств ж.-д. транспорта
|
По условиям |
обеспечения |
|
нормальной работы транспорта |
взорванной горной массой |
||
|
|
||
Экскаватор |
|
|
|
схемы № 1 и 3 |
схемы № 2, 4 и 5 |
шестидневного |
двенадцатиднев- |
запаса |
иого запаса |
||
ЭКГ-3,2 |
500-600 |
440 |
320 |
640 |
ЭКГ-4,6 |
500-600 |
470 |
390 |
780 |
ЭКГ-8 |
500-600 |
435 |
310 |
620 |
П р и м е ч а н и е . |
Значения |
Н в взяты из ЕНВ для |
условий: породы — III |
категории, |
тип электровоза — ЕЛ-1, тип |
думпкара — 60-тонный, |
число смен работы |
экскаватора |
|
в сутки — 3. |
|
|
|
|
Минимальная длина фронта горных работ, приходящаяся на один экскаватор, для рассматриваемого случая определяется схе мой его работы на уступе, производительностью (величиной емко сти ковша) и крепостью разрабатываемых пород.
Если принять обеспеченность взорванной горной массой в объ емах шестидневного запаса, то минимальная длина фронта работ для применяемых в настоящее время экскаваторов будет опреде ляться схемой путевого развития на уступе. В зависимости от схемы работы она будет находиться в пределах 435—600 м.
Для установления оптимальной или рациональной длины фронта горных работ, при которой себестоимость выемки 1 м3 горной массы будет минимальной, рассмотрим влияние длины фронта работ в пределах уступа на себестоимость выемки 1 м3 горной массы.
111
Себестоимость выемки 1 м3 горной массы Сгм для рассматри ваемого случая будет складываться из затрат на экскавацию щ, затрат на передвижку и текущее содержание забойных путей и стрелочных переводов, разминовок и путей с2, на их амортизацию с3, на буровзрывные работы с4, на транспортирование (в пределах уступа) Съ и величины срв, учитывающей приведенные капитальные вложения.
Влияние первых трех слагаемых на величину себестоимости вы емки 1 м3 горной массы для различных технологических схем ра боты экскаваторов на уступе было исследовано выше (см. § 1 главы II), где было установлено, что для всех схем развития путей на уступе с увеличением длины фронта работ сумма затрат щ,
с2 и |
Сз |
будет |
также возрас |
|||
тать. |
|
|
|
|
|
|
При выводе уравнений себе |
||||||
стоимости |
выемки |
1 |
м3 горной |
|||
массы не были учтены простои |
||||||
экскаваторов |
во |
время' пере |
||||
движки ж.-д. путей, потери вре |
||||||
мени |
при |
врезке |
в новую за |
|||
ходку и отработке торцов карь |
||||||
ера. Общеизвестно, что удель |
||||||
ная |
величина |
этих |
простоев, |
|||
приходящаяся |
на |
1 м3 горной |
||||
Рис. 43. Схема отработки торцов карьера массы, |
будет |
возрастать С |
||||
уменьшением |
длины |
фронта |
||||
горных работ. Для определения влияния указанных выше факто ров на стоимость выемки рассмотрим организацию работ при отработке торцов карьера, врезке экскаватора в новую заходку и передвижке ж.-д. путей на уступе.
О т р а б о т к а т о р ц о в к а р ь е р а . Карьер наиболее целесооб разно отрабатывать по схеме (рис. 43), при которой ж.-д. путь в торце укладывается криволинейно и тем самым в конце фронта уступа образуется тупик. При работе экскаватора в этот тупик проталкивается поездной состав и тем самым обеспечивается нор мальная работа экскаватора, как это имеет место при обычной его работе во фронтальном забое. Следовательно, при рационально построенной технологии отработки производительность экскаватора при работе его в торце карьера снижаться практически не будет.
В р е з к а э к с к а в а т о р а в н о в у ю з а х о д к у . После того как экскаватор закончит отработку первой заходки по всему блоку, ж.-д. путь на участке врезки (рис. 44) переносят не непосредственно к нижней бровке уступа (или развала), как это будет сделано при отработке второй заходки, а на величину А — (2г — hy ctg^ + 0,8). Затем экскаватор устанавливают в точке 1, которая находится от
забоя |
на расстоянии |
г — /гу ctg'ф + 0,8, |
и |
начинают разработку |
уступа |
в лоб забоя |
(как это делается |
при |
проведении траншеи) |
112
с погрузкой в составы нормальной емкости, постепенно передви гаясь в сторону уступа. Погрузка в составы, находящиеся на вре менном пути, продолжается до тех пор, пока расстояние от точки 1 установки экскаватора до середины ж.-д. путей не превысит ради уса разгрузки последнего. Экскаватор при этом переместится в то чку 2, расстояние которой от ж.-д. путей будет составлять Rp, а нижняя бровка уступа новой заходки будет находиться от перво начального положения уступа на расстоянии Rp— 2г+ /гу ctg-ф —
— 3,3 + R h . у.
Затем ж.-д. пути переносятся в их нормальное положение к ниж ней бровке уступа на расстояние не менее 2,5 м, а экскаватор
' |
~ |
г б.рз |
' |
Рис. 44. Схема |
врезки |
экскаватора |
в новую заходку |
передвигается в сторону забоя в точку 3, отстоящую от оси путей на расстоянии не менее г + 2,5 и от нижней бровки новой заходки
г — hy ctgo|) + 0,8.
Передвижка экскаватора в точку 3 возможна при соблюдении следующего условия:
r + 2 , 5 + r + + ctg ф +0,8 < R p+ R 4. у - 2r+ /zy ctg <|>- 3,3 + 2,5,
(116)
где 2,5 в правой части неравенства — это расстояние оси ж.-д. пу тей до нижней бровки уступа отвала (при несоблюдении условия указанного неравенства расстояние оси путей до бровки уступа может быть увеличено, так как его величина 2,5 м является мини мальной по требованиям правил безопасности).
После переноса путей экскаватор продолжает работу по врезке в новую заходку, перемещаясь вкрест забоя до точки 4, которая будет находиться от первоначального положения бровки уступа на расстоянии OJR4 .у, и грузит горную массу в составы нормальной
емкости.
Таким образом, рассмотренная организация работы позволяет ■осуществить врезку в новую заходку без заметного снижения про изводительности экскаватора по сравнению с обычной его работой
8 Заказ № 556 |
ИЗ |
во фронтальном забое, так как во всех положениях он осуществ ляет погрузку в составы нормальной емкости.
Проверим, будет ли соблюдаться неравенство (116) для отечест венных моделей экскаваторов — механических лопат, применяемых в транспортных системах разработки с погрузкой в ж.-д. составы:
для экскаватора ЭКГ-3,2 |
|
|
|
2 • 5,25-1,85 • ctg45°+3,3 + |
12,76 + |
8,23 + 2 • 5,25+1,85Х |
|
X ctg 45° —3,3 + |
2,5; |
||
11,95 + |
13,39; |
|
|
для экскаватора ЭКГ-4,6 |
|
|
|
2 • 5 ,2 5 -1 ,8 5 ctg4 5 °+ 3 ,3 < 12,65 + |
9 ,0 4 - 2 ,0 4 - 2 • 5,25+ |
||
+ 1,85 ctg 4 5 °-3 ,3 + |
2,5; |
||
11,95 + |
14,09; |
|
|
для экскаватора ЭКГ-8 |
|
|
|
2 • 7 - 2 • ctg45°+ 3,3 + 15,5+11,7 —2 ,7 + 2 ctg45° —3 ,3 + 2,5; |
|||
15,3 + |
16,4. |
|
|
Как видно из приведенных расчетов, для всех моделей экска ваторов— механических лопат возможна рассмотренная выше схема врезки в новую заходку.
Следовательно, врезка в новую заходку сопряжена только с до полнительной переукладкой ж.-д. путей на длину, несколько боль шую длины состава (примерно 200 м), в промежуточное положение
(см. рис. 44) |
и с простоями экскаватора в течение |
времени, тре |
буемого на передвижку путей (примерно одна смена). |
|
|
О р г а н и з а ц и я р а б о т по п е р е у к л а д к е ж .-д. п у т е й |
||
на у с т у п е . |
Если передвижка всех ж.-д. путей |
на уступе не |
приурачивается к общевыходному дню карьера или к месячным профилактическим ремонтам экскаватора, то последний будет про стаивать в зависимости от направления отработки предыдущей заходки (в сторону выезда или в сторону торца уступа), либо в те чение времени, необходимого для перемещения путей по всей длине фронта, либо в течение времени, когда производится передвижка на последних пикетах, где экскаватор дорабатывает заходку.
Первый случай имеет место при отработке заходки в направле нии торца карьера, второй — при работе к выездной траншее. В последнем случае можно осуществлять переукладку ж.-д. пути по мере отработки заходки, а затем, когда экскаватор отработает заходку полностью и произведет врезку в новую, пути передвигают на оставшейся длине фронта работ и соединяют их с путями выезд
ной траншеи |
(обычно это время длится не более одной смены). |
|
Потери рабочего |
времени экскаватора за счет врезки и пере |
|
движки ж.-д. |
путей |
составят (в расчете на две заходки) ПфР + |
114
