CC BY
51
УДК 622.271.3
Е. В. Курехин
ОБЛАСТЬ И ГРАНИЦЫ ПРИМЕНЕНИЯ ЭКСКАВАТОРНО-АВТОМОБИЛЬНО-ОТВАЛЬНЫХ КОМПЛЕКСОВ ДЛЯ РАЗРАБОТКИ МАЛЫХ УГОЛЬНЫХ РАЗРЕЗОВ
При проектировании малых разрезов, строительство которых осуществляется в настоящее время и продолжится в перспективе, актуальным является вопрос комплектации оборудования. Особенности решения этого вопроса связаны с требованием минимизации капитальных вложений и ограничением в технологическом плане насыщения таких разрезов выемочнопогрузочным и транспортным оборудованием.
При разработке карьерных полей выполняются три вида горных работ: разработка наносов, коренных пород в безугольной и угленасыщенной (по междупластьям) зонах, а также угольных пластов.
Анализ показателей действующих малых разрезов показывает, что на них применяется минимальное число экскаваторов при совмещении ими выполнения разных видов горных работ.
В статье изложены результаты исследования по определению области и границ применения одного экскаваторно-автомобильно-отвального комплекса (ЭАО) для разработки малого разреза.
роды, уголь). Методика расчета объемов изложена в работе [1].
2. В соответствии с принятым сроком службы разреза определяются проектная производственная мощность по углю, годовые объемы вскрыши всего и по видам горных работ [1, 4].
3. С учетом годового объема определенного вида работ, выбирается тип и модель выемочной машины с вместимостью ковша, обеспечивающей выполнение проектного годового объема.
4. Для принятий типа и модели экскаватора подбирается, в соответствии с общими принципами комплексной механизации, модель бурового станка, автосамосвала, бульдозера и погрузчика на угольном складе.
Ниже приведена методика техникоэкономической оценки применения одного ЭАО комплекса на всех видах горных работ.
Для оценки сменной производительности бурового станка марки СБШ, а также стойкости долота определены эмпирические зависимости, полученные на основе статистических значений [3].
Таблица 1. Выемочно-погрузочное оборудование (ВПО) малых угольных разрезов
Наименование малого разреза Типы и модели выемочно-погрузочного оборудования Количество, ед.
ООО «Северный Кузбасс» Hitachi EX450 1
ООО «Разрез «Пермяковский» САТ-345В, САТ-318М 1
ООО «УК «Сибкоул» Volvo ЕС-460В, Hitachi EX550 1
ООО «Ровер» ЭКГ-5А, ЭШ-10/70 1
ЗАО «Разрез «Евтинский» ЭКГ-5А, ЭШ-11.70, РС-30 1
ООО СП «Барзасское товарищество» Hitachi EX1900 1
Таблица 2.Показатели к расчету сменной производительности экскаватора [3]
Объект разработки Кэ Кз Ки* Время цикла
Наносы 0,95 0,65 0,80 ta с 24,2
Скальная порода 0,65 0,85 tj.cK, с 34,0
Уголь 0,80 с 27,0
* В числителе (КИ) для механических лопат, в знаменателе для гидравлических экскаваторов
Обозначим разработку: наносов (условное обозначение - Н); породы безугольной зоны (Б); породы междупластьев в угленасыщенной зоне (М); угольных пластов (У).
Принят следующий порядок выполнения исследования.
1. Определяется объем вскрышных пород и запасы угля всего карьерного поля с разделением на соответствующие виды (наносы, скальные по-
Сменная производительность бурового станка, м/см:
Рбсм = 120 + 550 • d — 2,45 •>fd • (1)
где d - диаметр скважинного заряда, м; стСЖ -временное сопротивление сжатию, МПа.
Стойкость долота, м:
Ьд = 4395 • d — 238 — 22,3 • d1,14•аак (2)
Ниже приведена методика расчета производи-
Таблица 3. Показатели к расчету вместимости ковша экскаватора
Объект разработки Расчетная формула
Средневзвешенная продолжительность цикла (1цСР в) экскаватора по видам работ и коэффициент экскавации (КС~в)
Наносы t • V +1 • V +1 • 7 +СРВ 1Ц.Н *Н ^ 1ЦСК *БМ ^ 1Ц.У Б Гц — V ’ ¥К.ГМ тгСРВ КЭ Н ^ КЭ СК VБМ КЭ У 7Б
Скальная порода
Уголь Кэ — > Э V '' К.ГМ
(3)
где ^цН, '[цск’ ^цу - время цикла на выемке соответственно: наносов, скальных пород и угля (табл. 2), с.; Ун - объем наносов, м3; УБМ - объем коренных пород в безугольной и угленасыщенной зоне, м3; 2Б
- балансовые запасы угля карьерного поля, м3.; Укгм - годовой объем горной массы, м3.; КЭН, КЭ.СК, КУ
- коэффициент экскавации соответственно по наносам, скальной породе, углю (табл. 1).
Таблица 4. Сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м3/см
Объект разработки Расчетная формула
Наносы ОН — 3600• ЕКН •Т • К • і 1 ОЭ.СМ 3600 Е КЭ 1 СМ КИ 1Ц.Н . (5)
Скальная порода ОСК — 3600 • ЕКСК. 1 •К •і ОЭ.СМ — 3600 Е кЭ 1 СМ КИ 1Ц.СК . (6)
Уголь ОД — 3600• ЕКД •Т •К •і 1 ОЭ.СМ 3600 Е КЭ 1 СМ КИ 1ЦУ . (7)
Таблица 5. Объём вскрыши, перевозимый автосамосвалом за рейс, м3
Объект разработки Расчетная формула
Наносы — Я Л • КИ.Г •к Нрн . (8)
Скальная порода VpСК — Я А-Кш^ крСК1рСК. (9)
Уголь — Я А-Ки. г -к У1 Ру . (10)
где дл - грузоподъёмность автосамосвала, т; Ки.г - коэффициент использования грузоподъёмности (кИГ=1,0-1,3); кН , к(рК, ку - коэффициент разрыхления горной массы в кузове автосамосвала соответственно по наносам (к^ = 1,2), скальным породам (к^К = 1,4), полезного ископаемого (ку = 1,35); рн , Рск, Ру - плотность перевозимого груза в целике соответственно по наносам (рн = 1,8), скальных пород (рСК = 2,5), угля (р = 1,35), т/м3.
тельности выемочно-погрузочного и транспортного оборудования. При разработке методики использованы материалы работы [4].
Необходимая вместимость ковша экскаватора
3
по горной массе, м
V • \ СРВ
^ УГМГ 1т
Е
‘•Ц
3600 • Тсм-КС
•к3-ки
П СМ • П Г
(4)
где ТСМ - продолжительность смены (ТСМ=8 ч); КЗ
- коэффициент влияния параметров забоя (табл. 2); КИ - коэффициент использования экскаватора в течение смены (табл. 2); пСМ - количество смен работы экскаватора в течение суток (пСМ=3); пГ -
количество рабочих дней экскаватора в году (пГ=252).
Таблица 6. Время погрузки автосамосвала, час.
Объект разработки Расчетная формула
Наносы V •і 4 у Р 1Ц .Н ПН — 60-£• Кэн ’
Скальная порода V •і 4 у Р 1Ц.СК ПСК — 60. Е • Кэск •
Уголь V •і 4 у Р 1Ц .У ПД — 60• £• Кэ.у ■
Таблица 7. Время движение автосамосвала, час.
(12)
(13)
(14)
(15)
(16)
(17)
где КРТ - коэффициент, учитывающий разгон и торможение автосамосвала (КРТ=1,1); ЬЗН, ЬЗУ - дальность забойных дорог соответственно по наносам, скальных породам (ЬЗН«ЬЗУ=0,5 -ЬФ), км.; ЬФ - длина фронта работ, км.; ЬН, ЬСК, ЬОТ - дальность транспортирования соответственно наносов, скальных пород от карьера до отвала и на отвале, км.; ЬУС - средняя дальность перевозки угля в Кузбассе (ЬУС=5,0), км.; иЗд, иСТ, иОТ и о’Зд, и’СТ, и’ОТ - скорости движения автосамосвала, соответственно, в груженом и порожнем направлениях, по забойным, стационарным и отвальным автодорогам, км/ч.
Таблица 8. Показатели к расчету сменной производительности автосамосвала
Объект разработки Расчетная формула
Наносы ^ ^ о ґН - К • 1ДВ .ГР К РТ ґ 60 • Ь3 я 60 • Ьст 60 • Ь07, ^ V »н »ст »от у
Без груза ґН - К • 1 ДВ ПОР К РТ 60 • Ь3 я 60 • Ьст 60 • Ьот оП иП иП V »Н иСТ иот у ,
Скальная порода О & О Е7 со ( ґСК - К • 1 дв .ГР К рт V 60 • Ь3 д ^ 60 • Ьст ! 60 • Ьот »3. Д »СТ »ОТ Л у
л со со м & ґСК - К • 1 ДВ .ПОР К РТ ( 60^ Ьщ ^ 60 • Ьст , 60 • Ь^т к »3. Д »СТ »ОТ Л У
Уголь ^ ^ о Е7 м ґУ - К • 1 дв .гр К рт ґ 60 Ь3 Д | 60 • Ьст , 60 • ЬУс Л V »3.Д »СТ »ус у
Л со со М £. ґУ - К 1 ДВ .ПОР К РТ Г 60 Ь3.д 60 • Ьст . 60 • Ьус Л »п »п иП V и3.Д иСТ »ус у
Время рейса автосамосвала, час.
Объект разработки Расчетная формула
Наносы Н Н ТР.Д - П.Н + tДВ.ГР + tДВ.ПОР + tР + tМ + tОЖ ,
Скальная порода ТР.СК - tП.СК + t ДК.ГР + t ДВ.ПОР + tР + tМ + tОЖ ,
Уголь ТР.У - tП.Д +1Дв.гр +1Дв.пор + tР + tМ + tОЖ •
Количество рейсов автосамосвала, ед./час.
Наносы ыН - 60 • тРН,
Скальная порода ысРК -60• тР'сК,
Уголь - >> о ю II
(19)
(20) (21)
(22)
(23)
(24)
до 5, 15, 30 м
Средняя длина фронта работ уступа, м
LФ.СР _ ПЭ ' ^Л (18)
где Пэ - количество экскаваторов, отрабатывающих данный уступ; Ьбл - длина экскаваторного блока (для: ЭКГ-5А ЬБЛ=500; ЭКГ-10 ЬБЛ=1000; ЭКГ-15 ЬБЛ=1500; ЭКГ-20 ЬБЛ=2000), м.
На отвалообразовании вскрышных пород приняты бульдозера ДЗ-35С, ДЗ-34С, ДЗ-159 при вместимости ковша экскаватора соответственно
Таблица 9. Сменная эксплуатационная производительность автосамосвала, м3/см
Объект разработ- ки Расчетная формула
Наносы ОН - VД • N • Т •К ОА.СМ УР ±Л(Р Т СМ КИ.А
Скальная порода ОСКП - VCК• ^К Т К ОА.СМ УР ±Л(Р Т СМ КИ..
(25
)
(26
)
Уголь
Оу - Vу -Nу -Т -К
ОА.CM VP NP TCM КИ
(27
)
где УР , Ур , УР - объем соответственно наносов, скальной породы, угля перевозимый ав-
^ 3 ЛтН “ЧтСК -ктУ
тосамосвалом за рейс, м ; N , N , N - количество рейсов в смену соответственно при перевозке наносов, скальной породы, угля; Ки.а - коэффициент использования автосамосвала в течение смены, (Ки А = 0,75).
При этом объём породы перемещаемый бульдозером за один цикл определяется из выражения,
„ (28) 2- %ао
где ВЛ, кЛ - ширина и высота отвала, м; а0 - угол откоса породы в призме волочения (а0=40-45°) Сменная производительность бульдозера, м3/см:
Q
БСМ
3 600 - Vn • ТСМ- ки Б
t - к 1 Ц.Б кР
(29)
где Vn - объём породы перемещаемый бульдозером за один цикл (объём призмы волочения, м3; fe.Б - коэффициент использования бульдозера во времени (k^=0,7-0,8); kF - коэффициент разрыхления породы; tцБ - время цикла бульдозера
(tц.Б=30-90), с.
Погрузка угля на складе производится погрузчиками моделей Caterpillar Cat-988B, Cat-992C соответственно с объемом ковша 5,4 и 9,2 м3. При этом производительность погрузчика должна быть не менее годовой производительности разреза по углю.
Продолжительность цикла погрузчика на угольном складе определяется из выражения, с:
2 - 1Г
tЦ.П t4 + '
VT
F.n
(30)
где Ч - длительность черпания породы, с; Ьп -расстояние перемещения полезного ископаемого на угольном складе (Ьд=20-50), м; ип - средняя скорость передвижения погрузчика, м/с; 1р.п -время разгрузки ковша погрузчика (¿р.п=2-5), с.
Техническая производительность погрузчика на угольном складе, т/ч:
_ 3600 • Еп • кнл • /у
Оп
t - к
1Ц .П F У
(31)
где Еп - вместимость ковша погрузчика, м3; кн -коэффициент наполнения ковша (кн.п=0,8-1,2); /у - плотность угля, т/м3; - продолжительность
цикла погрузчика (¿ц.п=20-60), с; кр.у - коэффициент разрыхления угля в свободной насыпке
(кР=1,27-1,4).
Сменная эксплуатационная производительность погрузчика на угольном складе, т/см:
->Д _ О гг тгП
ОД .cm Qrn’.T
-Т -КД
1 CM Ки
(32)
где Кп - коэффициент использования погрузчика в течение смены ( КП = 0,8 ).
Стоимостные затраты на буровзрывные рабо-
ты.
Стоимость обуривания 1 метра породы, р./м:
C д
■ + ^д (33)
CБ
f*1 CMC
CБУF - '
л
i
д
где С^с - стоимость машиносмены бурового станка, р./см; ^см - сменная производительность бурового станка, м/см; Сд - стоимость долота, р.; Ьд- стойкость долота, м.
Стоимостные затраты на бурение породы, р./м3:
С1
^ (34)
Сб -
'БyF
Т
где Т - выход горной массы с 1 м скважины, м3/м. Стоимостные затраты на взрывание, р./м3:
Свв = С •д (35)
где С - стоимость 1 кг взрывчатого вещества,
р./кг; д - удельный расход ВВ, кг/м3.
Стоимость средств взрывания, заряжания и забойки, р./м3:
Ссв + ССЗ = Кс • Свв (36)
где Кс - коэффициент, учитывающий долю средств взрывания, заряжания и забойки (Кс=0,08).
Стоимостные затраты на буровзрывные работы, р./м3:
СБВР = СБ + СВВ + ССВ + ССЗ (37)
где Сб, Свв, Ссв, Ссз - стоимость бурения, взрывчатых веществ, средств взрывания, заряжания и забойки, р./м3.
Уравнение регрессии стоимости машиносмены экскаватора (Смс.Э, р/см) получено на основе статистического обобщения фактических затрат по разрезам Кузбасса (2009 г).
Смс.Э = Тем • 41,94 •Е1,268 (38)
Таблица 10. Эксплуатационные затраты
Объект разработки Расчетная формула
Наносы C ґ^н cMC.3 C3 - О н О3ГМ
Скальная порода C (^CК CMC.3 С3 О^ О3£М
(39)
(40)
м
Уголь
С
(^У _ СМС.Э Сэ = ОУ
ОЭ.СМ
(41)
С
У
С + СУ+сУк (52)
Эксплуатационные затраты на выемку и погрузку 1 т угля, р./т
СЭ = СЭ.У ' У У (42)
Эксплуатационные затраты на выемку и погрузку 1 м3 породы, р./м3
свэ = сН + сСк (43)
Уравнение регрессии стоимости машиносмены автосамосвала (СМС.А, р/см) получено на основе статистического обобщения фактических затрат по разрезам Кузбасса (2009 г).
лі уу 0,932 . .
■ 21,39 (44)
С = Т
СМС.А Т СМ
где Ца - грузоподъемность автосамосвала, т.
Таблица 11. Эксплуатационные затраты на автотранспортирование и отвалообразование\
Объект разработки Расчетная формула
Эксплуатационные затраты на автотранспортирование 1 м3, р./м3
Наносы гчН СМС.А СА = и • 0 А.СМ
Скальная порода г^СК СМС.А С А = и • 0 А.СМ
Уголь пУ СМСА. Са 0у • V А.СМ
Эксплуатационные затраты на отвалообра-зование 1 м3 вскрышных пород, р./м3
Наносы £ _ СМС.Б 0 Б.СМ
Скальная порода
(45)
(46)
(47)
(48)
где Смс Б - стоимость машиносмены бульдозера, р./см.
Эксплуатационные затраты погрузчика на угольном складе, р./см
С
СУк = -МТ^ (49)
Оп.см
где - стоимость машиносмены погрузчи-
ка, р./см.
Смс.я = ТСМ -49,5- ЕП21 (50)
Удельные затраты на вскрышные работы определяются из выражения общего вида (Св), р./м3,
СВ = СБВР + СЭ + СА + СО (51)
Удельные затраты собственно на добычу 1 т угля (Су), р./т;
Удельные затраты на добычу 1 т полезного ископаемого с учетом вскрышных работ, р./т.:
СОГР = СУ ^ КСР ' СВ (53)
где Кср - средний эксплуатационный коэффициент вскрыши (с учетом наносов), м3/т.
Затраты на разработку малого угольного разреза определяются с учетом капитальных вложений по ф.54-ф.60.
Производственные затраты на разработки месторождения, р./год
СП = СД ' ^Б.Г + СВ ' (^К.ГМГ _ ^Б.Г ) (54)
где 2бг - годовой объем добычи угля без учета
3
потерь, м .
Внепроизводственные затраты, р.
Свп = 0,05- Сп (55)
Суммарные затраты на разработку месторождения, р./год
СПС = СП + СВП (56)
Выручка (стоимость реализация угля), без НДС, р./год
СР.ПИ = ЦУ ■ 2ПГ (57)
где Цу - цена 1 т угля, р./т; Zп.г - годовой объем
добычи угля с учетом потерь, т.
Валовая прибыль (прибыль до уплаты налогов), р./год
СПН = СР.ПИ ~ СПС (58)
Чистая прибыль в распоряжении предприятия, р./год
СЧП = СПН ~ (СПН ■ Н) (59)
где Н - налог на прибыль, %.
Рентабельность 1 т полезного ископаемого [6], %
.ПИ = СПН ■ 100 1 СПС (60)
Глубина карьерного поля (Нк) принята с учетом наносов (тН=10 м) и мощности угленасыщенной зоны (М=40 м).
В табл. 12 представлены результаты расчетов показателей при разработке малых угольных разрезов одним ЭАО комплексом.
Диапазон изменения угла залегания свиты от 20-80°, глубина разработки карьерного поля 40110 м.
Объем угля в угленасыщенной зоне определялся по коэффициенту угленосности (Ку).
Анализ угленосности свит в зависимости от нормальной мощности свиты (М) проводился по перспективным месторождениям пригодных к отработке открытым способом, и расположенных в геолого-экономических районах: Ленинский
(месторождения Ленинское, Новоказанское, Жер-новское, Терсинское, Распадское, Увальное, Уро-пское), Ерунаковский, Терсинский, Томусинский [2].
Получена зависимость коэффициента угленосности от нормальной мощности свиты (рис. 1)
Ку = 1,3127- М ~а3849 (61)
Ку, ед
Рис.1. Зависимость коэффициента угленосности (КУ) от нормальной мощности свиты (М)
Таблица 12. Показатели разработки малых угольных разрезов одним комплексом оборудования
& к Ф° Произ-вод. мощ ность по углю, млн.т/г Экс- кава- тор Е, м3 Авто-самосвал 0а, т Рента-бель-ность продукции Я, %
40 20 0,28 3,3 30 116
40 0,15 2,0 30 97
60 0,11 1,9 30 70
80 0,10 1,8 30 58
50 20 0,36 4,6 30 106
40 0,19 2,8 30 93
60 0,14 2,7 30 66
80 0,13 2,7 30 55
60 20 0,44 6,2 45 116
40 0,23 3,8 30 85
60 0,17 3,7 30 59
80 0,15 3,6 30 48
70 20 0,52 8,1 80 54
40 0,27 5,0 30 75
60 0,20 4,8 30 51
80 0,18 4,8 30 40
80 20 0,60 10,2 80 45
40 0,32 6,3 45 84
60 0,24 6,1 45 57
80 0,21 6,1 45 46
90 20 0,68 12,6 80 37
40 0,36 7,8 80 33
60 0,27 7,6 80 14
80 0,24 7,6 80 6
10 0 20 0,76 15,2 110 19
40 0,40 9,5 80 27
60 0,30 9,3 80 9
80 0,26 9,2 80 2
11 20 0,85 18,1 110 13
0 40 0,45 11,3 80 22
60 0,33 11,1 80 5
80 0,29 11,0 80 -2
Исследованиями установлено, что чем меньше угол залегания пластов, тем больше вместимость ковша применяемого экскаватора. Это объясняется тем, что с уменьшением угла залегания пластов возрастают годовые объемы вскрышных пород в безугольной зоне и, следовательно, необходимо применять более мощное выемочнопогрузочное оборудование (рис. 2 а).
Один экскаваторно-автомобильно-отвальный комплекс может работать при всех углах залега-
а)
Vкб.уг, тыс.м.куб/год
2б.г, тыс.м.куб/год
б)
Рис. 2. Зависимость годовых объемов от угла падения залежи (ф): а - коренных пород в безугольной зоне (Укш.г); б - балансовых запасов угля (¿бБ.Г)
ния (20-80°), а глубина карьерного поля может достигать 110 м. Однако при глубине карьерного поля более 70-80 м требуются мощные экскаваторы с ковшом 12-15 м3. Поскольку малые разрезы имеют небольшие сроки службы и ограниченную годовую производственную мощность, приобретать экскаваторы такой мощности не целесообразно, как по срокам амортизации, так и по условию обеспечения минимальных потерь угля на добычных работах.
Обобщающий экономический показатель -рентабельность уменьшается как с углублением горных работ, так и с увеличением угла залегания пластов. В частности с увеличением угла падения снижаются запасы угля и, следовательно, уменьшается рентабельность (рис. 2 б).
При глубинах 40-50 м рентабельность высокая
70-110%, а при глубине 60-70 м рентабельность снижается до 40-50%, но при этом уровень её остается достаточный для разработки залежи.
Рекомендуемая глубина отработки при применении одного комплекса оборудования до 70-80 м.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Е.В.Курехин. К вопросу комплектации выемочно-погрузоного оборудования для разработки наклонных месторождений малыми разрезами. Образование, наука, инновации. Материалы I Региональной научно-практ. конф. г. Междуреченск, 28 апреля 2010 г.: изд-во филиала ГУ КузГТУ, 2010 . - 513 с.
2. Угольная база России. Том II. Угольные бассейны месторождения Западной Сибири (Кузнецкий, Горловский, Западно-Сибирский, бассейны; месторождения Алтайского края и Республики Алтай). - М.: ООО «Геоинформцентр», 2003. - 604 с.
3. Типовые технологические схемы ведения горных работ на угольных разрезах. Челябинск. 1994 г. 350 с.
4. К.Н.Трубецкой, Г.Л.Краснянский, В.В.Хронин. Проектирование карьеров:Учеб. для вузов: В 2 т. -2-е изд., перераб. и доп. - М.: Издательство Академии горных наук, 2001. - Т. I. - 519 с.: ил.
5. П.И.Томаков, И.К.Наумов. Технология, механизация и организация открытых горных работ: Учебник для вузов. - 3-е изд., перераб. - М.: Изд-во Моск. Горного ин-та, 1992. - 464 с.
6. Л.В. Донцова. Анализ финансовой отчетности: учебник/Л.В.Донцова, Н.А. Никифорова. - 6-е изд., перераб. и доп. - М: Издательство «Дело и Сервис», 2008. - 368 с.
□ Автор статьи:
Курехин Евгений Владимирович, канд. техн. наук, доц. каф. «Открытые горные работы» КузГТУ.
e-mail: [email protected]
УДК 622. 822
С. А. Син
КОМПЕНСАЦИЯ АКТИВИРУЮЩЕГО ВЛИЯНИЯ УГОЛЬНОЙ ПЫЛИ НА ЭНДОГЕННУЮ ПОЖАРООПАСНОСТЬ ВЫЕМОЧНЫХ ПОЛЕЙ
Пожары возникают и развиваются при совместной реализации трёх обязательных условий: наличии горючего материала, возникновении теплового импульса и способности окружающей среды поддерживать горение. По тепловому импульсу подземные пожары подразделяются на экзогенные и эндогенные. Последние обусловлены самовозгоранием угля.
Современная научная теория рассматривает самовозгорание угля как сложный химический процесс, протекающий в определённых физических условиях [1]. В основу создания теплового импульса при этом положена химическая реакция соединения кислорода с углеродом на поверхности угольных пор, которая протекает с выделением тепла.
Согласно данной теории основным соотношением, которое управляет самовозгоранием, служит тепловой баланс скопления угля. Его приходная статья определяется объёмом, удельной теп-
лотой, константой скорости сорбции и концентрацией кислорода. Соответственно этому научные исследования и практические работы в области профилактики эндогенных пожаров развиваются по трём основным направлениям:
- совершенствование систем разработки и технологии выемки угля с целью минимизации его потерь;
- изыскание антипирогенов, уменьшающих сорбционную активность угля;
- уменьшение воздухопроницаемости изолирующих сооружений и выработанных пространств до величин, обеспечивающих создание и поддержание в отработанной части пласта пожаробезопасной концентрации кислорода.
Специфика разработки мощных пластов и фактическая эндогенная пожароопасность шахт Кузбасса (80 % самовозгораний угля в выработанном пространстве действующих и отработанных выемочных полей) привели к концентрации ис-
Таблица 1.Влияние фракционного состава угля на его химическую активность
Фракция угля и пыли, мм Удельная скорость сорбции, см /гч
Время от начала сорбции, ч
23 68 159 261
3,0 - 1,0 0,1198 0,0558 0,0225 0,0169
0, 6 1 0, 4 0,2199/ 0,0877 0,0534 0,0367
«N 0, 1 ,4 0, 0,2372 0,0882 0,0555 0/0412
0,2 - 0,05 0,2086 0,0963 0,0574 0,0469
Таблица 2. К оценке влияния фракции угля на параметры K7S и K
? КР
Фракция угля, мм Константа скорости сорбции,см /г ч
t0 =250С tKP = 101-1030С ^25-/ кр
3,0 - 1,0 0,0175 1,9 0,4
0,4 - 0,2 0.0431 2,5 0,6
следований, а также средств и объёмов профилактических работ на третьем направлении. Эффективность профилактики в этом случае достигалась за счёт сокращения утечек воздуха, накопления метана и нагнетания инертного газа и инертных пен [2].
Переход на рыночные отношения потребовал концентрации горных работ с обеспечением высокой производительности и роста добычи в Кузбассе. Преодоление газового барьера в этих условиях обеспечивалось внедрением схем проветривания выемочных участков с отводом метана по выработанному пространству с помощью газоотсасывающих установок производительностью до 1000 м3/мин и более. В 2002г. по этим схемам работали 25 лав.
Реализация новых схем привела к увеличению эндогенной пожароопасности за счёт проветривания выработанного пространства и складирования угольной пыли на пути движения метановоздушной смеси (МВС). Иллюстрацией этому служит эндогенный пожар, возникший в выработанном пространстве лавы 18-21 пласта Толмачёвского на шахте «Полысаевская».
Пласт имеет среднюю мощность 2,14 м при угле падения в контуре лавы 8-15 град. Случаев самовозгорания на данном пласте не было. Проектная нагрузка на лаву 2400 т/сут. Общая добыча комплексом КМ-138/2 с 25 августа 2000 г. по 27 августа 2001 г. составила 900 тыс. тонн. Скорость отработки лавы достигла 190 м/мес при нулевых потерях по мощности пласта.
Эндогенный пожар был обнаружен 19 сентября 2001 г. по наличию оксида углерода и водорода в газоотсасывающих скважинах, пробуренных непосредственно в выработанное пространство лавы. Очистная выемка к этому времени была завершена, и комплекс подготовлен для демонтажа.
Пласт Толмачёвский не относится к категории склонных к самовозгоранию. Комиссия, расследовавшая пожар, установила, что причиной возникновения эндогенного пожара явилось наличие угольной пыли в отработанной части пласта.
Утечки воздуха в выработанное пространство при работе газоотсасывающего вентилятора ВМЦГ-7М составляли 200 м3/мин. Фактическая запылённость воздуха в 15 м выше комбайна при его работе находилась на уровне 325 мг/м3. При трёхсменной работе по выемке угля, продолжительности смены 6 ч и коэффициенте работы комбайна
0,45 масса угольной пыли, выносимая утечками воздуха в выработанное пространство, достигала в течение суток 31,6 кг. Общая масса пыли, отложившейся на пути утечек воздуха в течение года, превысила 11 т. Для отдельных лав в Кузбассе она достигает 30 т в год.
Негативное влияние пыли на эндогенную пожароопасность обусловлено несколькими факторами. Очевидным из них является повышение сорбционной активности за счёт увеличения поверхности частиц угля при его измельчении до пылевидного состояния.
Влияние этого фактора на приходную статью теплового баланса при самонагревании угля оценивалась путём сравнения удельной скорости сорбции (см3/гч) угольной мелочи фракции (-3+1) мм и угольной пыли фракции от 600 до 50 мкм. Исследования выполнены по методике ИГД им. А.А. Скочинского [1] с углём марки ДГ пласта 67 шахты «Талдинская-Западная-1». Условия провидения опытов: навеска угля и пыли - 80 г; объём сорбционного сосуда - 630 см3; продувка атмосферным воздухом в течение 5 мин со скоростью 1,3 дм3/мин после каждого набора газовых проб. Результаты исследований приведены в табл. 1.
По данным табл. 1 очевидно, что при низкотемпературном окислении удельная скорость сорбции кислорода угольной пылью фракции 50 -600 мкм более чем в 2 раза превышает таковую для угольных частиц фракции 1-3 мм. Поэтому в условиях комбинированного проветривания пыль, отлагаясь в зонах отжима угля вдоль оконтурива-ющих лаву целиков, активирует процесс его самонагревания.
Согласно п. 6.2 «Инструкции...» [3] допускается проветривание выемочных столбов по ком-
28
С.А. Син
бинированной схеме на отстающую сбоку (скважину), если время движения МВС не превышает инкубационный период самовозгорания. Для определения инкубационного периода в наиболее опасных условиях адиабатического процесса в работе [4] предложена зависимость:
т = ■
24 -a- K(25-^)' Co u
(1)
где Ст -средняя теплоёмкость угля в интервале температур (10 -^р ) ; - рабочая влажность угля;
X - скрытая теплота испарения воды; ¡л - природная газоносность угля; и' - теплота десорбции метана; - температура угля в массиве; 1кр - критическая температура самовозгорания; а - коэффициент пропорциональности; К^25_^ - среднее
значение константы скорости сорбции кислорода при температуре от 250С до ^кр ; Со( - концентрация кислорода; и - теплота сорбции кислорода.
Критическая температура самонагревания угля - это та температура, выше которой резко возрастает скорость его окисления и процесс быстро переходит в стадию возгорания. У углей Кузбасса её значение находится в пределах 80 - 1000С.
Приведённая зависимость позволяет оценить негативное влияние угольной пыли на инкубационный период самовозгорания и определить пределы его регулирования за счёт инертизации. Исследования выполнялись по методике ОАО «НИ-ИГД», изложенной в работе [2], результаты приведены в табл. 2. Среднее значение константы скорости сорбции в интервале температур (25- £ ) 0С определялось как:
К25,. - К- ~ К25
2,3-lg
(2)
После подстановки средних значений константы скорости сорбции кислорода при температурах от 25 0С до 1КР в формулу (1) можно сделать вывод о том, что примесь угольной пыли фракции 200 - 400 мкм в скоплении угля сокращает его инкубационный период до 1.5 раза (при полном замещении).
В качестве профилактической меры, компенсирующей негативное влияние угольной пыли на инкубационный период целесообразно применять инертизацию скоплений угля на пути движения МВС путём нагнетания в пожароопасные зоны газообразного азота. При уменьшении концентрации кислорода до 10 и 3 % инкубационный период, согласно (1), увеличивается соответственно в 2 и 7 раз. Поддержание концентрации кислорода на уровне 13.9 % компенсирует увеличение константы скорости сорбции кислорода при измельчении угля до фракции 200 - 400 мкм, отмеченное в табл. 2.
Осевшая в отработанной части лавы угольная пыль находится в состоянии аэрогеля. Образование волн сжатия при обрушении кровли переводит пыль в состояние аэрозоля, который по своим свойствам более пожароопасен, чем аэрогель. Например 500 г угля в кусках сгорает в течение нескольких минут. Та же масса угольной пыли за счёт высокой химической активности сгорает за доли секунды [5].
Из изложенного следует, что для компенсирования негативного влияния угольной пыли на эндогенную пожароопасность на ряду с объектной инертизацией её скоплений на пути движения МВС необходимо применение антипирогенов, позволяющих снижать химическую активность и одновременно исключать переход её в состояние аэрозоля за счёт связывания на поверхности оседания. К числу таких антипирогенов относятся растворы поверхностно-активных веществ.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Веселовский В.С., Алексеева Н.Д., Виноградова Л.П., и др. Самовозгорание промышленных материалов. - М.: Наука, - 1964, - 246 с.
2. ИгишевВ.Г. Борьба с самовозгоранием угля в шахтах.- М.: Недра.1987. - 177 с.
3. Инструкция по применению схем проветривания выемочных участков угольных шахт с изолированным отводом метана из выработанного пространства с помощью газоотсасывающих установок.- М.-2009, - 102 с.
4. Альперович В.Я., Чунту Г.И., Пашковский П.С. и др. Инкубационный период самовозгорания углей. Безопасность труда в промышленности. - 1973,- № 9.- с. 43-44.
5. Демидов П.Г., Шандыба В.А., Щеглов П.П. Горение и свойства горных веществ.- М.: Химия. -1981.- 272 с.
□Автор статьи:
Син
Сергей Александрович
- генеральный директор ООО «Азот сервис» Тел.8 (3842)58-15-74.
Геотехнология 29
