диссертация. Катышев Павел Викторович обоснование технологии выемки пологопадающих угольных месторождений при веерной системе разработки специальность 25. 00. 22 Геотехнология подземная, открытая и строительная диссертация
 Скачать 7.38 Mb.
|
|
2.2 Способы перехода от параллельного к веерному подвиганию фронта горных работ В ряде случаев при отработке пологопадающих угольных месторождений в качестве прогрессивного метода предусмотрено использование комбинации традиционного параллельного и веерного способов. При этом карьерное поле разбивают на участки, один участок разрабатывают с параллельным подвиганием фронта работ, другой с веерным. Данный способ используют чаще всего при отработке месторождений с неправильной конфигурацией в плане, а также для изменения направления горных работ, достоинством которого является возможность использования под внешние отвалы ближайшие впадины и выработанное пространство. Выполненный анализ преимуществ и недостатков традиционной параллельной и веерной системы разработки позволил сделать предварительный вывод о целесообразности поочередного их применения. Причем для использования преимуществ каждой из систем разработки необходимы два Способ развития фронта горных работ при веерной системе разработки Транспортные коммуникации расположены на нижней площадке уступа Транспортные коммуникации расположены на верхней площадке уступа Транспортные коммуникации расположены на подуступе 46 условия новая схема порядка отработки частей поля разреза при реализации специального переходного периода, а также своевременность перехода и выбор рациональных технологических схем. Последнее решается с учетом технологических особенностей пологопадающих месторождений и геометрических параметров разрезов [47]. Следовательно, создание новой технологии, предусматривающей комбинацию систем разработки и направление подвигания фронта горных работ, имеет цель эффективного разворота фронта работ карьера под влиянием горно- геологических условий, применение первоначально поперечной системы разработки, затем веерной, а также создание технологических схем переходного периода между системами. В результате проведенных исследований были разработаны два способа, реализующие переход от поперечной к веерной системе разработки - переход с одной системы разработки на другую осуществляется без изменения длины фронта горных работ (рис. 2.9); - переход с одной системы разработки на другую осуществляется с изменением длины фронта горных работ веерной системы (рис. 2.10). Реализация первого способа предусматривает переход с одной системы на другую без изменения длины фронта горных работа именно до определенного периода отрабатываем месторождение с параллельным подвиганием фронта горных работ, затем осуществляется поворот забойных транспортных коммуникаций на угол ф, после чего развитие горных работ осуществляется по веерной системе. При необходимом развороте веера осуществляется возврат к параллельному подвиганию фронта за счет удлинения магистральных транспортных коммуникаций на максимальную ширину выемочного блока. Данный способ (рис. 2.9) является самым простым в плане реализации, однако требует целого количества КЭБ, которое ограничивается технологическими параметрами выемочно-погрузочного комплекса. 47 Рисунок 2.9 – Технологическая схема комбинированной отработки месторождения без изменения длины фронта горных работ 1 – капитальная траншея 2 – линия магистральных транспортных коммуникаций 3 линия забойных транспортных коммуникаций 4 – поворотный пункт транспортных коммуникаций 5 – выемочно-погрузочный комплекс 6 – линии фронта горных работ при параллельном подвигании; 7 – линии фронта работ при веерном подвигании; 8 – планируемое развитие карьерного поля 9 – номера выемочных блоков В зависимости от контура балансовых запасов в плане может возникнуть вариант разворота фронта горных работ на угол, несоответствующий целому количеству КЭБ. Данная задача решается путем частичной отработки КЭБ рис. 2.10), тем самым подготавливая фронт горных работ к параллельному подвиганию. Для решения задач планирования при переходе от параллельного к веерному подвиганию фронта горных работ актуальным является исследование параметров КЭБ, а именно, изменение площади вынимаемых блоков под действием выравнивания фронта работ разреза. 48 Рисунок 2.10 – Схема перехода от параллельного к веерному подвиганию фронта горных работ 1 капитальная траншея 2 – разрезная траншея 3 – магистральные транспортные коммуникации 4 – забойные транспортные коммуникации 5 – стационарный поворотный пункт 6 – роторный комплекс 7 – клиновидно эксплуатационный блок 8 – линия фронта горных работ 9 – направление линии фронта горных работ 10 – параллельное перемещение фронта горных работ Площадь вынимаемого участка КЭБ отрабатываемая веерной системой при переходе к параллельному подвиганию определяется последующей формуле, м BDC i в i S S S , (2.15) где S BDC – участок КЭБ, не включенный в отработку по веерной системе рис. 2.11), м ф- ф ф 1 BDC i sinα 2 α tg 2 α tg R 2 1 S (2.16) 49 Рисунок 2.11 – Технологическая схема для определения площади КЭБ при переходе на параллельное подвигание фронта горных работ Таким образом, итоговая зависимость для расчета площади участка КЭБ, отрабатываемого по веерной системе, определяется, м ф- ф ф 1 i в sinα 2 α tg 2 α tg R 2 1 S S (2.17) Переход от веерного подвигания фронта горных работ к параллельному сопровождается изменением таких параметров как длина выемочного блока рис. 2.12), площадь вынимаемых запасов полезного ископаемого (риса следовательно, и времени отработки участков КЭБ. Из графика (2.12) видно, что с увеличением угла поворота фронта горных работ происходит снижение длины выемочного блока. Так при угле поворота фронта 120º длина КЭБ снижается на 7 %. Площадь вынимаемых участков КЭБ, отрабатываемая веерной системой, с условием перехода на параллельное подвигание, изменяется в пределах от 50 50 74782 м дом при развитии угла поворота фронта горных работ от 80 до 140 град, где R 1 =100 м. Рисунок 2.12 – Изменение длины выемочного блока от угла поворота фронта горных работ Рисунок 2.13 – Изменение площади вынимаемых запасов от угла поворота фронта горных работ при переходе от веерной к продольной системе разработки [48] 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 0 20 40 60 80 100 120 140 160 Изменение длины К ЭБ , Угол поворота фронта горных работ, град. 10000 20000 30000 40000 50000 60000 70000 80000 0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 50 100 150 Площадь К ЭБ , м 2 Угол поворота фронта горных работ, град. R 1 , м 51 Также уменьшение технологического параметра R 1 ведет к спрямлению линий на графике (рис. 2.13), вследствие чего оказывает влияние на производительность выемочно-погрузочного оборудования и требует учета при планировании горных работ. 2.3 Разработка полезного ископаемого за контуром горных работ отрабатываемых посредством веерной системы Основными факторами, определяющими выбор способа перемещения фронта, являются конфигурация залежи в плане, максимальная полнота отработки участка открытым способом, общая схема компоновки и места закладки вскрышных выработок [17]. Отработка пологопадающих угольных месторождений с прямоугольной формой в плане при использовании веерной системы – неизбежно возникают целики полезного ископаемого (рис. 2.14), для их устранения был предложен следующий технологический способ [49]. На карьерном поле проходится капитальная и разрезная траншеи, в которых размещается основное горнотранспортное оборудование. Выемку полезного ископаемого производят при веерном подвигании фронта работ с помощью выемочно-погрузочного комплекса непрерывного действия с отгрузкой угля посредством конвейерных транспортных коммуникаций. Одновременно с веерным подвиганием отрабатывают участки полезного ископаемого, не вошедшие в контур разработки по веерной системе. Отработка данных участков производится выемочно- погрузочным комплексом цикличного действия, с подвиганием горных работ в границах карьерного поля по мере развития веерной системы и отгрузкой полезного ископаемого через бункер-питатель на конвейерную линию (рис. 2.14). Главным признаком вышеприведенного способа разработки является одновременная выемка целиков полезного ископаемого, не вошедших в контур отработки по веерной системе к подвиганию основной линии фронта горных 52 работ [50]. Таким образом, для планирования горных работ необходимо определить объем целика полезного ископаемого (ц. Рисунок – 2.14 Схема отработки участков полезного ископаемого не вошедших в контур веерной системы 1 – капитальная траншея 2 – разрезная траншея 3 – транспортные коммуникации 4 – выемочно – погрузочный комплекс непрерывного действия 5 – отвал 6 – участок полезного ископаемого, не вошедший в отработку веерной системой 7 – выемочно погрузочный комплекс цикличного действия 8 – граница контура балансовых запасов Для определения объема вынимаемого участка (ц) необходимо, рассмотреть треугольник, который образуется при продлении линий фронта горных работ КЭБ до границы контура балансовых запасов – с (объем сектора выемки, а именно, суммарный объем КЭБ и ц. Объем сектора выемки определяется из следующей зависимости [51], м 53 уф ц ф ц1 i ф i H 2 sinα ) L (L ) L (L V , (2.18) где ц – длина отработанного участка целика от контура веерной системы до границы балансовых запасов, м ц – длина неотработанного участка целика от контура веерной системы до границы балансовых запасов, м Таким образом, объем целика полезного ископаемого (ц) определяется из следующей зависимости м уф ц ф ц1 i ф ц i H S 2 sinα ) L (L ) L (L V (2.19) По вышеприведенным уравнениям был построен график изменения объѐма целика полезного ископаемого от угла поворота фронта горных работ (рис. 2.15). Рисунок 2.15 – Изменение объѐма целика полезного ископаемого от угла поворота фронта горных работ (где за 100 % принят объем целого КЭБ) [52] 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 0 10 20 30 40 50 60 70 80 Объем целика полезного ископаемого, Угол поворота фронта горных работ, град. 54 С увеличением угла поворота фронта горных работ возрастает площадь целика полезного ископаемого. Максимальный показатель объѐма вынимаемого участка достигается при угле поворота фронта горных работ в 45 ○ и равен 96 % от объема КЭБ, при условии, что контур балансовых запасов был принят прямоугольной формы. Вышеприведенный способ позволяет планировать объем отрабатываемых целиков полезного ископаемого выемочно-погрузочными комплексами, что обеспечивает снижение трудоѐмкости и эксплуатационных потерь полезного ископаемого при веерной системе. 2.4 Разработка пологопадающих угольных месторождений двумя бортами с размещением отвалов в выработанном пространстве Значительные площади и сложная конфигурация месторождений обуславливают необходимость обоснования технологических схем развития фронта горных работ, так как порядок разработки карьерных полей, направление развития горных работ и принятый способ вскрытия должны обеспечивать минимальное расстояние транспортирования и безопасную добычу полезного ископаемого. При использовании веерного подвигания фронта горных работ в результате влияния горнотехнических и производственных условий возникает необходимость отработки месторождения двумя бортами. Таким образом, был обоснован следующий способ отработки пологопадающих угольных месторождений с отгрузкой пород вскрыши в выработанное пространство разреза [53]. Данный способ развития фронта горных работ при отработке пологопадающих угольных месторождений обеспечивает повышение производительности предприятия, а также уменьшение горнотранспортного оборудования на вскрышных работах. Вышеприведенный технологический способ реализуется следующим образом. По центру контура балансовых запасов проходится разреза траншея, в 55 которой размещаются забойные транспортные коммуникации. Отработка разрезной траншеи осуществляется драглайнами с отгрузкой пород вскрыши в средства автотранспорта. Выемка полезного ископаемого производится роторным экскаватором с использованием забойных транспортных коммуникаций. Разработка месторождения осуществляется двумя бортами в направлении от центра к перифериям контура балансовых запасов (рис. 2.16). При развитии угла поворота фронта горных работ свыше угла β между центральной разрезной траншеей и забойными транспортными коммуникациями – отгрузка пород вскрыши осуществляется в выработанное пространство, не используя при этом площади центральной разрезной траншеи. Отвалообразование поданному технологическому способу осуществляется драглайнами по бестранспортной схеме. Рисунок 2.16 – Схема ведения горных работ в плане с отгрузкой пород вскрыши во внутренние отвалы [48]: 1 – контур балансовых запасов 2 – разрезная траншея 3 – забойные транспортные коммуникации 4 – драглайн 5 – роторный экскаватор 6 – внутренний отвал 56 Для нахождения угла β необходимо определить расстояние от нижней бровки отвала до верхней бровки вскрышной заходки, данный параметр можно найти из следующей зависимости, м 3 2 max з b B l b B , (2.20) где b 1 – безопасное расстояние от нижней бровки отвала до транспортных коммуникаций, м b 2 – расстояние от верхней бровки добычной заходки до верхней бровки вскрышной заходки, м b 3 – ширина вскрышной заходки, м. Таким образом, угол поворота фронта горных работ β, при достижении которого возможна укладка пород вскрыши в выработанное пространство разреза, определяется по формуле, град ф) Технологический способ отработки месторождений двумя бортами при веерной системе обеспечивает возможность увеличения производительности предприятия ориентировочно в два раза, за счет ввода в эксплуатацию дополнительного рабочего борта разреза, и уменьшить количество горнотранспортной техники на вскрышных работах, за счет складирования пустых пород в выработанное пространство разреза по бестранспортной схеме с применением драглайнов. Реализация вышеприведенного технологического способа отработки пологопадающих угольных месторождений позволяет планировать распределение мощности выемочно-погрузочного комплекса непрерывного действия, что в свою очередь, определяет снижение трудоѐмкости, повышение эффективности, рациональное извлечение полезного ископаемого и безопасное ведение горных работ, доказывает необходимость использования технологических решений, обеспечивающих эффективную выемку полезных ископаемых. 57 57 2.5 Выводы Разработанная математическая модель перемещения линии фронта горных работ при отработке пологопадающих угольных месторождений обеспечивает постоянную ширину рабочих площадок уступов путем создания параллельности линий фронта горных работ линиям забойных транспортных коммуникаций. За основу данной модели принято смещение линий фронта горных работ по касательной к окружности с радиусами R 1 или R 2 , центром которой является перегрузочный пункт между забойными и магистральными транспортными коммуникациями. Определены зависимости площади вынимаемых блоков от угла поворота фронта горных работ, так при длине фронта горных работ 2400 м – площадь КЭБ с изменением параметра ф с 1º добудет увеличиваться нам, тем самым возрастает объем извлекаемых полезных ископаемых с одной передвижки забойных транспортных коммуникаций. Определена зависимость объема КЭБ от горизонта выемки с учетом берм безопасности и транспортных берм. Увеличение транспортной бермы со стороны границы карьерного поля приводит к более интенсивному изменению объема вынимаемых блоков. Объем КЭБ при отношении ширины транспортных берм у границы карьерного поляк ширине транспортных берм у стационарного поворотного пункта как 2:1 больше на 2-9 %, чем при других вариантах соотношений. Сформулированы и обоснованы технологические способы, перехода от параллельного к веерному подвиганию фронта горных работ. Разработана методика определения площади вынимаемых участков КЭБ при переходе с веерного на параллельное подвигание фронта. Выявлена закономерность изменения объемов полезного ископаемого, не попадающих в контур отработки веерной системы при развитии карьерного поля с учетом прямоугольной формы контура балансовых запасов, так максимальный 58 58 объѐм вынимаемого участка достигается при угле поворота фронта горных работ в 45º и равен 96 % от объема КЭБ. Обоснован минимальный предельный угол поворота фронта горных работ, при достижении которого обеспечивается возможность складирования пустых пород в выработанное пространство разреза по бестранспортной схеме с применением драглайнов. 59 59 3 ДИНАМИКА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫХ КОМПЛЕКСОВ ПРИ ВЕЕРНОЙ СИСТЕМЕ РАЗРАБОТКИ 3.1 Динамика производительности роторного выемочно-погрузочного комплекса в клиновидно-эксплуатационном блоке (КЭБ) Разработка угольных месторождений при веерном подвигании фронта определяет работу выемочно-погрузочных комплексов в постоянно изменяющихся горнотехнических условиях – ширина экскаваторной заходки. Значение ширины экскаваторной заходки определяет производительность выемочно-погрузочного комплекса, а, следовательно, производственную мощность разреза, объемы вскрытых запасов полезного ископаемого, угол единовременного поворота фронта работ и другие параметры [31]. Поэтому динамика производительности выемочно-погрузочного комплекса при отработке КЭБ является актуальной задачей. Известно, что производительность роторного комплекса при параллельном перемещении фронта работ определяют, исходя из постоянной ширины заходки, однако веерное подвигание фронта горных работ связано с работой экскаватора в заходке переменной ширины. В связи с этим происходит увеличение затрат времени на вспомогательные операции и снижение производительности экскаватора. Известно несколько методик определения производительности многоковшовых экскаваторов. Наиболее подробно методика определения машин непрерывного действия рассмотрена УкрНИИпроектом. Она и предлагается в качестве базовой (в несколько адаптированном виде) для расчетов. Исходные данные и результаты расчета производительности приведены в табл. 3.1, 3.2. 60 Таблица 3.1 – Исходные данные для расчета производительности роторных экскаваторов ЭРШРД-5250, ЭРП-2500, ЭРП-1600, ЭРГВ-630 [54, 55] Показатель ЭРШРД 5250 ЭРП 2500 ЭРП 1600 ЭРГВ 630 Теоретическая производительность в рыхлой массе, м 3 /ч 5250 2500 1600 630 Усилие резания, Мпа 1,4 1,4 0,7 1 Диаметр роторам Емкость ковша, л 600 330 420 140 Число ковшей, ед 22 18 11 8 Ширина ленты конвейера, мм 2000 1400 1200 1000 Скорость движения ленты конвейерам с 4,15 4,15 4,5 4 Скорость передвижения машины, м/ч 120 300 330 355 Среднее давление на грунт, МПа, при работе передвижении) 0,14 (0,24) 0,125 (-) 0,15(-) 0,13(-) Высота черпания, м 22 (30) 21,4 18 9 Глубина черпания, м 2,1 1 1,6 0,5 Радиус черпания наибольший (наименьший, м 48,1 (46,1) 32,75 (-) 26(-) 16,8(-) Линейная скорость поворота стрелы (по режущей кромке ковшам мин 2 10 12 15 Частота вращения роторного колеса в минуту 6,2 6,4 8,1 34 Толщина стружки, м 0,7 0,6 0,6 0,5 Высота стружки, м 6,9 5,6 5,04 2,24 Максимальная ширина заходки, м 60 35 27 20 Коэффициент разрыхления угля 1,15 1,15 1,15 1,15 Эмпирический коэффициент, учитывающий размер выемочного оборудования 0,77 0,9 1 1,15 Коэффициент потерь (вследствие просыпей) 0,9 0,9 0,9 0,9 Коэффициент влияния пород 0,95 0,95 0,95 0,95 Коэффициент экскавации 0,85 0,85 0,85 0,85 Коэффициент влияния типоразмера роторного экскаватора 1,15 1 0,9 0,75 Количество стружек в заходке, шт 4 4 4 5 Максимальная высота уступам Продолжительность смены, мин 720 720 720 720 Продолжительность регламентированных перерывов, мин 90 90 90 90 Продолжительность нерегламентированных перерывов, мин 25 25 25 25 61 Таблица 3.2 – Результаты расчета производительности роторных экскаваторов ЭРШРД-5250, ЭРП-2500, ЭРП-1600, ЭРГВ-630 при коэффициенте влияния забоя равному 1 Показатели ЭРШРД 5250 ЭРП 2500 ЭРП 1600 ЭРГВ 630 Ширина экскаваторного забоям Объем одной стружки, м 270 117,6 81,6 22,4 Объем одной заходки, м 1350 470,4 326,6 112 Время на отработку одной стружки, мин 10,1 6,4 6,7 4,8 Чистое время отработки одной заходки, мин 50,6 25,5 26,9 24,1 Время установки стрелы на забой, мин 3 3 3 3 Время на вспомогательные операции, мин 5 3 5 5 Время подъезда экскаватора на новую заходку, мин 7 3 4 4 Полное время отработки одной заходки, мин 58,6 31,0 34,9 32,1 Объем угля с одной точки установки экскаваторам Время отработки объема угля с одной точки установки экскаватора, мин 534,7 35 38,9 35,6 Время работы экскаватора в смену, мин 605 605 605 605 Коэффициент влияния забоя 1 1 1 1 Забойная производительность экскаваторам ч 1944 1228,6 810,8 309,6 Сменная производительность экскаваторам см 15399 13514,1 8919,3 3405,5 Суточная производительность экскаваторам сут. 30798 27028,2 17838,6 6811,1 Показатель трудности экскавации пород П э =0,3·g·(0,2G сж +G сдв +G р )·0,3γ, (3.1) где трещиноватость угля G сж , G сдв , р сопротивление угля сжатию, сдвигу и растяжению, кгс/см 2 ; γ– средняя плотность полезного ископаемого, т/м 3 Фактический показатель трудности экскавации пород П эф = П э ·К в ·К т.п , (3.2) 62 где Кв иК т.п – эмпирические коэффициенты, учитывающие соответственно конкретный вид выемочного оборудования и его типоразмер [56]. Теоретическая производительность экскаваторам ч р р теор, (3.3) где Е – емкость ковшам Ар – число разгрузок в минуту;К р – коэффициент разрыхления породы. Техническая производительность, м 3 /ч: Q тех =Q теор ·К п ·К э , (3.4) где К п – коэффициент влияния породы К э – коэффициент экскавации. К п = П э /П эф (3.5) Забойная производительность экскаваторам ч Q заб =Q тех ·К з ·К пот , (3.6) где К з – коэффициент влияния забоя К пот – коэффициент, учитывающий потери экскавируемой горной массы. Годовая эксплуатационная производительность экскаваторам год Q экс =Q заб ·К вр ·К гк ·К кл ·(Т к -Т пт -Т по ), (3.7) где К вр – коэффициент, учитывающий потери времени на врезку в новую заходку, принимается равнымК вр =0,87-0,9; К гк – коэффициент технической готовности комплекса оборудования, К гк =0,8; К кл – коэффициент влияния климатических 63 условий Т к – число календарных дней в году Т пт и Т по – плановые технологические и организационные остановки, сут. Моделирование рабочего времени роторных экскаваторов в течение смены предусматривало определение объема одной стружки, объема одной заходки, времени на отработку одной стружки (заходки, времени установки стрелы на забой, времени на вспомогательные операции, времени подъезда экскаватора на новую заходку, количества заходок с одной точки установки экскаватора и др. параметры, определяющие производительность экскаватора при изменении ширины заходки. Объем одной стружки, м стр стр стр А, (3.8) где A – ширина экскаваторной заходки, м b стр – ширина стружки, м h стр – высота стружки, м. Объем одной заходки, м стр стр зх n V V , (3.9) где n стр – количество стружек в заходке, ед. Чистое время отработки стружки, мин заб стр зх Q V 60 t , (3.10) где Q заб – забойная производительность экскаваторам ч. Чистое время отработки заходки, мин заб зх зх Q V 60 t (3.11) 64 Полное время отработки заходки, мин всп сз зх пз t t t t , (3.12) где t зх – чистое время отработки заходки, мин t сз – время установки стрелы на забой, мин t всп – время на вспомогательные операции, мин. Объем полезного ископаемого с одной точки установки экскаваторам зх зх у.т n V V , (3.13) где n зх – количество отрабатываемых заходок с одной точки установки экскаватора, ед. Время отработки объема угля с одной точки установки экскаватора, мин под зх пз отр t n t t , (3.14) где t под – время подъезда экскаватора на новую заходку, мин. Чистое время работы экскаватора в смену, мин п рп см см.ч t t t T , (3.15) где t см продолжительность смены, мин t рп – продолжительность регламентированных перерывов, мин п продолжительность нерегламентированных перерывов, мин. Эмпирический коэффициент для определения коэффициента влияния забоя отрут см.ч эм К (3.16) 65 Коэффициент влияния забоя эм1 эмi з К К к , (3.17) где К эмi – эмпирический коэффициент для ой экскаваторной заходки К эм1 эмпирический коэффициент при максимальной ширине экскаваторной заходки. Один из основных факторов, влияющих на производительность выемочно- погрузочного комплекса, является время чистой работы экскаватора в смену. Веерная система разработки определяет выемку полезного ископаемого блоками различных объемов, что, в свою очередь, сказывается на времени отработки блока и количестве передвижек экскаватора в течение рабочей смены. Графики изменения времени чистой работы роторных экскаваторов в смену и времени на вспомогательные операции представлены на рис. 3.1-3.4. Рисунок 3.1 – Изменение продолжительности работы экскаватора ЭРШРД-5250 от ширины заходки [42] 50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 0 5 10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 Чистое время работы экскаватора Время на вспомогательные операции Чистое время работы экскаватора в смену, мин Ширина экскаваторной заходки, мВ ремя вспомогательных операций, мин ЭРШРД-5250 66 Рисунок 3.2 – Изменение продолжительности работы экскаватора ЭРП-2500 от ширины заходки Рисунок 3.3 – Изменение продолжительности работы экскаватора ЭРП-1600 от ширины заходки Так при отработке КЭБ роторным экскаватором ЭРП-2500 приуменьшении ширины заходки с 30 дом чистое время работы экскаватора в смену 0 100 200 300 400 500 600 0 100 200 300 400 500 600 0 5 10 15 20 25 30 Чистое время работы экскаватора Время на вспомагательные операции Чистое время работы экскаватора в смену, мин Ширина экскаваторной заходки, мВ ремя в спом аг ательных опрец ий , мин ЭРП-2500 0 100 200 300 400 500 600 0 100 200 300 400 500 600 0 5 10 15 20 25 Чистое время работы экскаватора Время на вспомагательные операции Чистое время работы экскаватора в смену, мин Время в спом аг ательных опрец ий , мин Ширина экскаваторной заходки, м ЭРП-1600 67 уменьшается с 446 домина время на вспомогательные операции увеличивается с 184 домин. Рисунок 3.4 – Изменение продолжительности работы экскаватора ЭРГВ-630 от ширины заходки Изменение ширины экскаваторной заходки с 20 дом, с условием работы экскаватора ЭРГВ-630, ведет к сокращению времени чистой работы в смену на 76 мини увеличения времени вспомогательных операций на 74 мин в смену. При расчете забойной производительности экскаватора должное внимание необходимо уделить коэффициенту влияния забоя. Он учитывает потери времени на переход к отработке новых стружек (перемещение экскаватора или подача ротора на забой переход к отработке новых слоев (опускание роторного колеса и отъезд машины переход к отработке следующего забойного блока (перемещение экскаватора к забою и подъем роторной стрелы, а также из-за серповидности стружек в плане уменьшения их высоты с внешней границы забоя. По результатам расчетов получены зависимости изменения коэффициента влияния забоя и производительности роторных экскаваторов от ширины заходки, которые проиллюстрированы графиками на рис. 3.5-3.8. 0 100 200 300 400 500 600 0 100 200 300 400 500 600 0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 Чистое время работы экскаватора Время вспомагательных операций ЭРГВ-630 Чистое время работы экскаватора в смену, мин Время в спом аг ательных опрец ий , мин Ширина экскаваторной заходки, м 68 Области на графиках (красная штриховка на рис. 3.5-3.8) показывают рациональную зону работы выемочно-погрузочных комплексов по условиям передвижки забойных конвейерных линий к следующему выемочному блоку и максимально возможной ширины экскаваторной заходки при включении объема полезного ископаемого предыдущего КЭБ. Рисунок 3.5 – Изменение коэффициента влияния забоя и сменной производительности роторного экскаватора ЭРШРД-5250 от ширины экскаваторной заходки На вышеприведенном графике видно, что приуменьшении ширины отрабатываемого блока падает производительность выемочно-погрузочного оборудования, так приуменьшении ширины экскаваторной заходки с 50 дом изменяется коэффициент забоя от 0,97 до 0,88, в результате чего уменьшается сменная производительность роторного экскаватора на 1988 м 3 /см. Выделенная область на графике определяет возможность эффективной и безопасной добычи полезного ископаемого при веерной системе разработки в условиях разреза «Березовский-1» с минимальной шириной экскаваторной заходки равной 30 м. 69 Рисунок 3.6 – Изменение коэффициента влияния забоя и сменной производительности роторного экскаватора ЭРП-2500 от ширины экскаваторной заходки Рисунок 3.7 – Изменение коэффициента влияния забоя и сменной производительности роторного экскаватора ЭРП-1600 от ширины экскаваторной заходки 70 Увеличение забойной производительности роторного экскаватора ЭРП-1600 на 163 м 3 /ч происходит при изменении ширины экскаваторной заходки с 15 до 25 метров. Рисунок 3.8 – Изменение коэффициента влияния забоя и сменной производительности роторного экскаватора ЭРГВ-630 от ширины экскаваторной заходки Изменение производительности роторных комплексов от ширины экскаваторной заходки представлено на рис. 3.9. Рисунок 3.9 – Изменение производительности роторных экскаваторов от ширины заходки [57] 71 Таким образом, по всем исследованным параметрам веерного подвигания фронта горных работ установлен рост производительности выемочно- погрузочного комплекса при увеличении ширины экскаваторной заходки, что, с одной стороны, подтверждает преимущества данной технологии, с другой – требует создания технологических способов отработки КЭБ, позволяющих стабилизировать производительность экскаваторов по всей длине фронта горных работ. |